EA035096B1 - Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота - Google Patents

Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота Download PDF

Info

Publication number
EA035096B1
EA035096B1 EA201900361A EA201900361A EA035096B1 EA 035096 B1 EA035096 B1 EA 035096B1 EA 201900361 A EA201900361 A EA 201900361A EA 201900361 A EA201900361 A EA 201900361A EA 035096 B1 EA035096 B1 EA 035096B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
flotation
gold
reagent
concentrate
ores
Prior art date
Application number
EA201900361A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201900361A1 (ru
Inventor
Михаил Викторович Комаров
Ирина Владимировна Горохова
Дмитрий Георгиевич Бауськов
Original Assignee
Михаил Викторович Комаров
Ирина Владимировна Горохова
Дмитрий Георгиевич Бауськов
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 Михаил Викторович Комаров, Ирина Владимировна Горохова, Дмитрий Георгиевич Бауськов filed Critical Михаил Викторович Комаров
Priority to EA201900361A priority Critical patent/EA035096B1/ru
Publication of EA201900361A1 publication Critical patent/EA201900361A1/ru
Publication of EA035096B1 publication Critical patent/EA035096B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области переработки углистых золотосодержащих руд, в частности к реагенту для обработки на основе продукта органического синтеза на нафталинформальдегидной основе, содержащему 10-15 вес.% лигнина или его производных.

Description

Изобретение относится к области переработки углистых золотосодержащих руд.
Флотационное обогащение с последующей гидрометаллургической переработкой полученных концентратов является общеизвестным способом извлечения золота из руд различного вещественного состава, в том числе и углеродсодержащих. Флотации, в зависимости от оптимальной технологии переработки, подвергается измельченная исходная руда или хвосты гравитационного обогащения. Для создания оптимальных условий по извлечению золота из руды во флотационном процессе используются реагенты различного назначения (регуляторы среды, активаторы/депрессоры, собиратели, пенообразователи). Кроме того, в ходе флотационного обогащения в процесс могут вводиться вещества, способствующие улучшению качественного состава получаемых концентратов для дальнейшей их переработки.
При наличии в золотых рудах углерода с повышенной сорбционной активностью переработку таких руд или концентратов целесообразно осуществлять методом сорбционного цианирования после предварительного хлорного окисления или окислительного обжига, способствующих максимальному переводу углерода в пассивное химическое состояние или в газовую форму (Лодейщиков В.В., Технология извлечения золота и серебра из упорных руд в 2-х томах. Том 2 - Иркутск: ОАО Иргиредмет, 1999. с. 506 - 507.)
Как правило, углеродистое вещество в рудах в основном ассоциировано с минералами, склонными к шламообразованию в процессе измельчения.
Присутствие в пульпе тонких шламов обычно ухудшает флотацию, снижает ее скорость и избирательность, вызывает увеличение расхода реагентов (В.А. Глембоцкий, В.И. Классен. Флотационные методы обогащения - М.: Недра -1981. - c. 238-250).
Известен способ [1], при котором в технологической цепочке по переработке руд, состоящей из отдельных модулей, предусматривается включение вспомогательных аппаратов, в том числе для обесшламливания (пат. RU 2542924 МПК C22B 11/00, B03B 9/00, B03B 7/00. Опубл. 27.02.2015).
Основным недостатком данного способа является тот факт, что для его реализации в промышленных условиях для дешламации (обесшламливания) требуется установка дополнительного оборудования. В качестве обесшламливающих аппаратов могут быть использованы конусы, гидроциклоны, сгустители и другое классифицирующее оборудование. Введение операции обесшламливания приводит к появлению дополнительного узла, требующего дополнительных площадей, энергетических мощностей и обслуживающего персонала. Кроме того, тонкодисперсные шламы могут содержать некоторое количество полезного компонента и соответственно при их выделении в отвальный продукт повысятся потери с хвостами.
Известен способ [2], при котором углерод удаляют из процесса путем введения перед сульфидной флотацией операции предварительной флотации угля (пат. RU 2483808 МПК B03D 1/02. Опубл. 10.06.2013). Способ флотационного разделения углерода и сульфидов при обогащении углистосодержащих сульфидных и смешанных руд, включающий сульфидную флотацию с собирателем, вспенивателем и регулятором среды с получением концентрата и хвостов и направлением концентрата на последующую металлургическую переработку, отличающийся тем, что перед сульфидной флотацией проводят первую селективную флотацию, осуществляемую с использованием полного водооборота с отвальных хвостов и готовых концентратов, в присутствии бутилового спирта, керосина и вспенивателя, с получением хвостов и углеродно-сульфидного концентрата, который подвергают второй селективной флотации в сильнощелочной среде с получением углеродного продукта и первого сульфидного концентрата, а хвосты первой селективной флотации направляют на флотацию с получением второго сульфидного концентрата и отвальных хвостов.
Недостатком данного способа является тот факт, что при проведении угольной флотации за счет механического выноса в угольный концентрат увлекается золото, потери которого с данным продуктом могут составлять свыше 5%.
Кроме того введение в процесс таких реагентов, как спирт и керосин, относящихся к категории пожаровзрывоопасных веществ, соответственно требует оборудования на территории предприятия складов, отвечающих необходимым нормам и требованиям.
Для повышения качества получаемых концентратов в процесс флотации вводят вещества, снижающие отрицательное воздействие частиц микронных размеров (реагенты-пептизаторы (диспергаторы): неорганические (например, жидкое стекло) и органические (декстрин, карбоксиметилцеллюлоза, крахмал, лигносульфонаты и др.) соединения).
Известен способ [3], когда при флотационном обогащении карбонатных флюоритовых руд подается раствор лигносульфоната для депрессии минералов пустой породы (пат. SU 1764704 МПК B03D 1/016. Опубл. 30.09.92). Происходит депрессия кальцита, что позволяет получить более высокие показатели по извлечению флюорита.
Известен способ [4], при котором для повышения извлечения ценного компонента в пенный продукт при селективной флотации сульфидных форм свинца и цинка из свинцово-цинково-баритовых руд в качестве реагента-модификатора флотации используют продукт обработки водного раствора лигносульфоната сульфатом аммония (пат. KZ 3315 МПК B03D 1/018, 1/02. Опубл. 10.06.1996).
Указанный способ позволяет повысить содержание свинца и цинка в соответствующих концентра
- 1 035096 тах с увеличением уровня извлечения.
Наиболее близким по техническому решению и достигаемому результату является способ флотационного обогащения золото-углесодержащих руд [5], включающий кондиционирование золотоуглеродсодержащих руд с депрессором в виде продукта поликонденсации нафталинсульфоната натрия и формальдегида. После кондиционирования руд для получения золотосодержащего флотоконцентрата последовательно вводят медный купорос в качестве активатора, по окончании времени контакта - бутиловый ксантогенат в качестве собирателя и затем метилизобутилкарбинол в качестве вспенивателя. Обеспечивается флотационное обогащение золото-углеродсодержащих руд с дезактивацией сорбционной способности присутствующего углерода (пат. RU 2630073 МПК С22В 11/00, B03D 1/002, B03D 101/06. Опубл. 05.09.2017).
Недостатком данного способа является использование медного купороса в качестве активатора, так как помимо активации сульфидной составляющей он в незначительной степени активирует и углистую составляющую руды, задепрессированную предыдущей операцией кондиционирования с продуктом поликонденсации нафталинсульфоната натрия и формальдегида.
Описание изобретения
Отличительной особенностью предлагаемого способа является использование при флотационном обогащении углистых золотосодержащих руд в качестве дополнительного реагента продукта органического синтеза на нафталинформальдегидной основе с введенным в его состав лигносульфонатами в определенном процентном соотношении, в частности 10-15% по весу. Способ позволит повысить уровень извлечения золота за счет депрессии шламов и минералов пустой породы и одновременно снизить массовую долю органического углерода в получаемом флотационном концентрате.
Способ иллюстрируется результатами опытов, полученных при флотационном обогащении хвостов гравитационного обогащения углистой золотосодержащей руды по стандартному режиму флотации, рекомендованному для обогащения руды данного месторождения (способ-прототип), а также по режиму способа-аналога [5] и режиму заявляемого способа (с введением в процесс дополнительного реагента продукта органического синтеза на нафталинформальдегидной основе с различным процентным содержанием лигносульфоната) см. таблицу (представленные балансы посчитаны от операции применительно к конечному товарному продукту концентрат основной флотации).
Способ-прототип (Опыт 1).
Исходная руда подвергается двухстадийному измельчению до конечной крупности 85% класса минус 71 мкм (с гравитационным обогащением по стадиям измельчения), хвосты гравитации поступают на флотационное обогащение. Схема флотации в открытом цикле представляет собой операцию основной флотации и две контрольные флотации с подачей в каждую из операций собирателя (бутиловый ксантогенат калия) и вспенивателя (ПМ-2).
Способ-аналог (Опыт 2).
Условия измельчения, гравитации, схема флотации и реагентный режим (собиратель и пенообразователь) аналогичны способу-прототипу. Дополнительно: перед операцией основной флотации пульпу кондиционировали с продуктом органического синтеза на нафталинформальдегидной основе, с последующей подачей в операцию основной флотации медного купороса.
Заявляемый способ (Опыты 3 - 7).
Условия измельчения, гравитации, схема флотации и реагентный режим (предварительная конденсация с продуктом органического синтеза на нафталинформальдегидной основе; последующая подача собирателя и пенообразователя) по способу-аналогу. Отличия: исключена подача медного купороса; в состав продукта органического синтеза на нафталинформальдегидной основе введены лигносульфонаты.
- 2 035096
Результаты флотационных опытов
Наименование продуктов Выход, от операц ИИ % Содержание Au, г/т Извлечение, Au, от операции % Содержание Сорг> % Доля лигносульфо натав реагенте, %
Опыт 1 (Способ-прототип)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,54 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 2,82 11,65 60,84 3,3
Концентрат первой контрольной флотации 2,84 2,86 15,05 Реагент не подавался
Концентрат второй контрольной флотации 2,43 0,44 1,98
Хвосты 91,91 0,13 22,13 0,49
Опыт 2 (Способ-аналог)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,55 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 2,00 19,3 70,30 1,7 0
Концентрат первой контрольной флотации 2,23 1,79 7,26
- 3 035096
Концентрат второй контрольной флотации 2,54 0,82 3,79
Хвосты 93,23 0,11 18,65 0,75
Опыт 3 (Заявляемый способ)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,55 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 2,10 18,1 69,11 1,4
Концентрат первой контрольной флотации 2,05 2,40 8,95 0
Концентрат второй контрольной флотации 1,95 0,41 1,45
Хвосты 93,90 0,12 20,49 0,76
Опыт 4 (Заявляемый способ)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,54 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 2,03 19,00 71,43 1,5
Концентрат первой контрольной флотации 1,93 2,48 8,87 5
Концентрат второй контрольной флотации 1,78 0,68 2,24
Хвосты 94,26 0,10 17,46 0,76
Опыт 5 (Заявляемый способ)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,53 100,0 0,83*
Концентрат ОСНОВНОЙ флотации 1,95 20,2 74,32 1,5 10
Концентрат первой контрольной 1,81 3,17 10,84
- 4 035096
флотации
Концентрат второй контрольной флотации 1,22 1,00 2,30
Хвосты 95,02 0,07 12,54 0,77
Опыт 6 (Заявляемый способ)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,53 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 1,93 20,8 75,79 1,6
Концентрат первой контрольной флотации 1,19 3,08 6,91 15
Концентрат второй контрольной флотации 1,60 0,37 1,12
Хвосты 95,28 0,09 16,18 0,76
Опыт 7 (Заявляемый способ)
Питание флотации (по балансу) 100,0 0,54 100,0 0,83*
Концентрат основной флотации 1,54 23,5 67,11 1,6
Концентрат первой контрольной флотации 1,28 3,96 9,27 20
Концентрат второй контрольной флотации 2,18 2,02 8,03
Хвосты 95,00 0,09 15,59 0,78
Примечание: * Содержание органического углерода (Сорг) в исходном питании флотации (хвосты гравитационного обогащения) дано по данным определения методом инфракрасной абсорбции.
Согласно полученным результатам предлагаемый способ переработки углистых золотосодержащих руд с введением во флотацию реагента, содержащего в своем составе 10-15% лигносульфоната обеспечивает:
повышение уровня извлечения золота во флотоконцентрат не менее чем на 15 процентных пунктов по сравнению со способом-прототипом и не менее чем на 5 процентных пунктов по сравнению со способом-аналогом;
снижение массовой доли органического углерода (в два раза в сравнении со способом-прототипом) и сохранение данного показателя применительно к способу-аналогу;
увеличение содержания золота в концентрате (по сравнению со способом прототипом) и сохранение данного показателя применительно к способу-аналогу;
снижение содержания золота в хвостах флотации в сравнении со способом-прототипом и способоманалогом.
В экономическом выражении применительно к средней производительности обогатительной фабрики 150 т/ч при расчете на год применение способа позволяет получить (для рассматриваемого содержания металла в питании флотации - 0,54 г/т):
по сравнению со способом-прототипом ((0,54х75,79%)-(0,54х60,84%))х 150x24x365 = 106 079,22 г золота (более 106 кг) по сравнению со способом-аналогом ((0,54х75,79%)-(0,54х70,30%))х 150x24x365 = 38 954,84 г золота (более 38 кг);
Стоит отметить, что дальнейшее повышение содержание лигносульфоната в реагенте (опыт 7-20% лигносульфоната) начинает отрицательно сказываться на уровне извлечения золота при сохранении депрессирующего действия реагента на углеродистое вещество.

Claims (4)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Реагент на основе продукта органического синтеза на нафталинформальдегидной основе, используемый для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд, отличающийся тем, что в состав данного реагента вводят 10-15 вес.% лигнина или лигносульфоната.
  2. 2. Реагент по п.1, отличающийся тем, что продукт органического синтеза на нафталинформальдегидной основе включает нафталинсульфонат натрия или полиметиленнафталинсульфонат натрия или их комбинации.
  3. 3. Способ переработки углистых золотосодержащих руд, включающий обработку флотационной пульпы реагентом по пп.1, 2 и последующую обработку собирателем и вспенивателем.
  4. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что продукт органического синтеза на нафталинформальдегидной основе включает нафталинсульфонат натрия или полиметиленнафталинсульфонат натрия или их комбинации.
EA201900361A 2019-07-30 2019-07-30 Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота EA035096B1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EA201900361A EA035096B1 (ru) 2019-07-30 2019-07-30 Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EA201900361A EA035096B1 (ru) 2019-07-30 2019-07-30 Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201900361A1 EA201900361A1 (ru) 2020-04-24
EA035096B1 true EA035096B1 (ru) 2020-04-27

Family

ID=70483819

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201900361A EA035096B1 (ru) 2019-07-30 2019-07-30 Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота

Country Status (1)

Country Link
EA (1) EA035096B1 (ru)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1331570A1 (ru) * 1986-01-08 1987-08-23 Ленинградский горный институт им.Г.В.Плеханова Способ флотации несульфидных руд
RU2179480C1 (ru) * 2001-02-28 2002-02-20 Медведева Лидия Владимировна Флотационный реагент
US20140110621A1 (en) * 2012-10-22 2014-04-24 Georgia-Pacific Chemicals Llc Processes for the separation of ores
RU2630073C2 (ru) * 2015-08-10 2017-09-05 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Способ флотационного обогащения золото-углеродсодержащих руд
RU2699878C1 (ru) * 2018-03-28 2019-09-11 Михаил Викторович Комаров Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1331570A1 (ru) * 1986-01-08 1987-08-23 Ленинградский горный институт им.Г.В.Плеханова Способ флотации несульфидных руд
RU2179480C1 (ru) * 2001-02-28 2002-02-20 Медведева Лидия Владимировна Флотационный реагент
US20140110621A1 (en) * 2012-10-22 2014-04-24 Georgia-Pacific Chemicals Llc Processes for the separation of ores
RU2630073C2 (ru) * 2015-08-10 2017-09-05 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Способ флотационного обогащения золото-углеродсодержащих руд
RU2699878C1 (ru) * 2018-03-28 2019-09-11 Михаил Викторович Комаров Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота

Also Published As

Publication number Publication date
EA201900361A1 (ru) 2020-04-24

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108160313B (zh) 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法
US4283017A (en) Selective flotation of cubanite and chalcopyrite from copper/nickel mineralized rock
Bulatovic Flotation behaviour of gold during processing of porphyry copper-gold ores and refractory gold-bearing sulphides
EA020884B1 (ru) Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд
Dunne Flotation of gold and gold-bearing ores
RU2465353C1 (ru) Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд
Dunne Flotation of gold and gold-bearing ores
RU2343986C1 (ru) Способ флотационного обогащения лежалых шламов сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд
RU2699878C1 (ru) Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота
Zhang et al. Indium pre-enrichment from a Canadian sulphide ore via flotation technique
CA1292814C (en) Process for increasing the selectivity of mineral flotation
Dhar et al. Investigation of copper recovery from a new copper deposit (Nussir) in Northern Norway
EA035096B1 (ru) Реагент для флотационного обогащения углистых золотосодержащих руд с повышением извлечения золота
CN106269289B (zh) 一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法
US3313412A (en) Recovery of molybdenite from copper sulfide concentrates by froth flotation
Akop Developing a bulk circuit suitable for chalcopyrite-pyrite ores with elevated pyrite content in copper-gold ore treatment
RU2499633C1 (ru) Способ флотации колчеданных пирротино-пиритных руд цветных и благородных металлов
Gu et al. Galvanic coupling and its effect on origin potential flotation system of sulfide minerals
Kanarskii et al. Flotation concentration of the sulfide antimony-arsenic gold-bearing ore
Ndoro Optimisation of the froth flotation process of Chingola refractory ores (CRO) by release analysis
RU2252822C1 (ru) Способ флотации сульфидных минералов меди из халькопирит-кубанитовых пирротинсодержащих медно-никелевых руд
CN114682389B (zh) 一种高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂及其使用方法
RU2044573C1 (ru) Способ флотации упорных окисленных золотых и серебряных руд
US1988523A (en) Process of treating ore by flotation
RU2480290C1 (ru) Способ обогащения техногенного минерального сырья цветных металлов

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 KZ TM