РЕСПУБЛИКА КАЗАХСТАН
(19) KZ (13) A4 (11) 29755
(51) C22B 15/00 (2006.01)
C22B 3/14 (2006.01)
МИНИСТЕРСТВО ЮСТИЦИИ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН
ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ
К ИННОВАЦИОННОМУ ПАТЕНТУ
(21) 2014/0657.1
(22) 14.05.2014
(45) 15.04.2015, бюл. №4
(72) Юн Александр Борисович; Захарьян Семен
Владимирович; Каримова Люция Монировна; Чен
Владимир Алексеевич; Терентьева Ирина
Владимировна
(73) Товарищество с ограниченной
ответственностью "КазГидроМедь"
(56) RU 2418872, 20.05.2011г
(54) СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОКИСЛЕННЫХ
И СМЕШАННЫХ МЕДНЫХ РУД
(57) Изобретение относится к области металлургии,
в частности, к гидрометаллургическим способам
переработки, окисленных и смешанных медных руд,
которые могут быть использованы для переработки
аналогичных никелевых, свинцово-цинковых руд.
Задачей предлагаемого изобретения является
повышение степени извлечения меди в раствор при
переработке окисленных и смешанных руд, а также
снижение безвозвратных потерь реагентов при
использовании оборотного выщелачивающего
раствора-сульфата аммония.
Достигаемый технический результат
предлагаемого изобретения является упрощение
процесса извлечения окисленной части меди (и
других элементов), предотвращение
сверхнормативного расхода реагента.
Указанный технический результат достигается
подготовкой руды к флотационному обогащению
дроблением и измельчением с параллельным
переводом окисленной меди в раствор, а
сульфидных минералов во флотоконцентрат, с
последующей переработкой продуктивного
раствора и флотоконцентрата известными
приемами.
В качестве реагента для перевода окисленной
меди в раствор добавляют сульфат аммония,
который подают на стадию мокрого измельчения,
затем пульпу подают на флотацию. После сгущения
пульпы хвостов и концентрата из осветленного
раствора медь извлекают сорбцией либо
экстракцией, а флотоконцентрат направляют на
переработку по известной схеме.
(19)KZ(13)A4(11)29755
29755
2
Изобретение относится к области металлургии, в
частности, к гидрометаллургическим способам
переработки окисленных и смешанных медных руд,
которые могут быть использованы для переработки
аналогичных никелевых, свинцово-цинковых руд.
Известен способ переработки упорных
окисленных медных руд профессора Мостовича
[Митрофанов С.И. и др. Комбинированные
процессы переработки руд цветных металлов, М.,
Недра, 1984, с.50], заключающийся в
выщелачивании окисленных медных минералов
серной кислотой, цементации меди из раствора
железным порошком, флотации цементной меди из
кислого раствора с получением медного
концентрата.
Недостатками этого способа являются:
- высокая стоимость реализации в связи с
использованием железного скрапа, который
вступает в реакцию с кислотой, при этом
увеличивается расход, как серной кислоты, так и
железного скрапа;
- низкое извлечение меди цементацией железным
скрапом и флотацией цементных частиц.
- необходимость специальной операции
выщелачивания (кучное, агитационное, чановое и
т.д.) перед обогащением.
Известен способ переработки смешанных
медных руд, содержащих окисленные медные
минералы, различные формы сульфидных
минералов меди, а также благородные металлы.
Способ включает дробление исходной руды до
крупности 30÷80 мм, кучное выщелачивание,
экстракцию, реэкстрацию и электроэкстракцию
катодной меди из жидкой фазы продукта
выщелачивания. После выщелачивания
осуществляют доизмельчение твердой фазы
продукта выщелачивания и флотацию
доизмельченной твердой фазы при pH=7-8,
создаваемой едким натром, с получением медного
концентрата и с извлечением в него золота. [Заявка
на Патент РФ 2009107609/02, 04.03.2009.
Птицын А.М., Дюдин Ю.К., Руднев Б.П.,
Буркова Т.В.]. Техническим результатом является
разработка высокоэкономичного способа
переработки смешанных медных руд, позволяющего
снизить эксплуатационные затраты и достигнуть
при этом оптимальных показателей извлечения
меди и благородных металлов.
Основными недостатками способа являются:
- необходимость дополнительной операции
выщелачивания перед обогащением.
Прототипом к предлагаемому способу является
«Способ переработки смешанных медных руд»,
включающий дробление и измельчение руды,
выщелачивание измельченной руды раствором
серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм при
перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%,
продолжительности 10-60 мин, обезвоживание и
промывку кека выщелачивания руды, объединение
жидкой фазы выщелачивания руды с промывными
водами кека выщелачивания, освобождение
объединенного медьсодержащего раствора от
твердых взвесей, извлечение меди из
медьсодержащего раствора с получением катодной
меди и флотацию медных минералов из кека
выщелачивания при значении pH 2,0-6,0 с
получением флотационного концентрата [Патент
РФ 2418872 от 12.05.2009. Крылова Л.Н.,
Адамов Э.В., Травникова О.Н., Назимова М.И.,
Травников В.Н.]. При этом измельчение руды ведут
до крупности, составляющей от 50-100% класса
минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм.
Промывку кека выщелачивания осуществляют
одновременно с его обезвоживанием путем
фильтрования, объединенный медьсодержащий
раствор освобождают от твердых взвесей
осветлением. Флотацию проводят с использованием
нескольких из следующих собирателей:
ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия,
дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.
Извлечение меди из медьсодержащего раствора
проводят методом жидкостной экстракции и
электролизом. Рафинат экстракции, образующийся
при жидкостной экстракции, используют для
выщелачивания руды и для промывки кека
выщелачивания, отработанный электролит,
образующийся при электролизе, используют для
выщелачивания руды и для промывки кека
выщелачивания.
Основные недостатки:
- сложность переработки смешанных руд, из-за
необходимости специальной операции
выщелачивания перед обогащением;
- большой безвозвратный расход серной кислоты.
Задачей предлагаемого изобретения является
повышение степени извлечения меди в раствор при
переработке окисленных и смешанных руд, а также
снижение безвозвратных потерь реагентов при
использовании оборотного выщелачивающего
раствора сульфата аммония.
Достигаемым техническим результатом
предлагаемого изобретения является упрощение
процесса извлечения окисленных минералов меди (и
других элементов), предотвращение
сверхнормативного расхода реагента.
Указанный технический результат достигается
подготовкой руды к флотационному обогащению
дроблением и измельчением с параллельным
переводом окисленных минералов меди в раствор, а
сульфидных минералов во флотоконцентрат, с
последующей переработкой полученных продуктов
известными методами. В качестве реагента для
перевода окисленной меди в раствор добавляют
сульфат аммония, который подают на стадию
мокрого измельчения. После измельчения пульпу
подают на флотацию. После флотации, сгущения и
фильтрации пульпы хвостов и концентрата, из
объединенного осветленного раствора медь
извлекают сорбцией либо экстракцией, а
флотоконцентрат направляют на переработку по
известной схеме.
Пример 1.
В качестве исходного сырья использована
смешанная руда месторождения «Таскора».
Результаты фазового анализа исходной руды
месторождения Таскора показаны в таблице 1,
29755
3
результаты ретгеноспектрального анализа
приведены в таблице 2. Формы нахождения
основных карбонатов (магния и кальция) в
исходной пробе приведены в таблице 3.
Гранулометрический состав и распределение
полезных компонентов по классам крупности
приведены в таблице 4.
Таблица 1
Результаты фазового анализа исходной руды месторождения Таскора
Сульфаты Карбонаты Оксиды,
силикаты
Вторичные
сульфиды
ХалькопиритМедь
общая
абс. отн. абс. отн. абс отн. абс отн. абс отн.
0,96 <0,2 - 0,35 35,00 0,12 12,0 0,47 47 0,2 6,0
Таблица 2
Результаты ретгеноспектрального анализа исходной руды месторождения Таскора
Компонент Содержание, % Компонент Содержание, %
Медь 0,96 Железо 2,23
Свинец 0,003 Серебро, г/т 10
Молибден, г/т 17 Сера 6,22
Кадмий <0,002 Алюминий 1,57
SiO2 42,70 Стронций, г/т 5276
Титан 0,192 Марганец 0,212
Хром 0,009 Мышьяк 0,007
Барий 0,09 Цинк 0,016
Таблица 3
Формы магния и кальция в пробе месторождения Таскора
Наименование Абс. Отн.
Кальция
Сульфата 6,14 55,8
Карбонатов 4,86 44,20
Суммарно 11,00 100,00
Магния
Карбонатов 3,56 87,7
Оксидов 0,5 12,3
Суммарно 4,06 100,00
Таблица 4
Гранулометрический состав и распределение полезных компонентов по классам крупности
Содержание ИзвлечениеКласс крупности, мм Выход, %
Сu, % Ag, г/т Сu, % Ag, г/т
+25 3,10 0,39 8,60 1,28 2,70
-25+10 16,99 0,87 3,60 15,52 6,12
-10+5 11,17 0,83 8,90 9,74 9,94
-5+3 9,32 0,88 9,0 8,61 8,40
-3+1 18,49 1,02 12,0 19,78 22,20
-1+0 40,93 1,05 11,5 45,07 47,10
Σ 100,00 0,96 10,0 100,00 100,0
Мокрое измельчение дробленой руды (0-3 мм)
проводилось в лабораторной шаровой мельнице
62 мл с объёмом барабана 1 л, шаровой загрузкой
2,2 кг, массой пробы 0,3 кг. Время измельчения
составляет - 3, 4, 5, 10 минут. Результаты
измельчения руды от времени представлены в
таблице 5.
Таблица 5
Результаты от времени измельчения руды
Время измельчения, минКласс крупности, мм
3 4 5 10
Выход, % Выход, % Выход, % Выход, %
29755
4
Время измельчения, минКласс крупности, мм
3 4 5 10
-3+1 - - - -
-1+0,5 0,5 - - -
-0,5+0,2 1,25 1,07 0,89 -
-0,2+0,071 14,25 11,63 9,61 3,6
- 0,071 84,0 87,3 89,5 96,4
Итого 100,0 100,0 100,0 100,0
Флотационные опыты проводили на
лабораторных машинах «Механобр» с объемом
камер 3,0; 1,0; 0,5 и 0,3 дм3
. Изучали влияние
расхода сульфата аммония (20, 30, 40%) при подаче
ксантогената - 60 г/т, МИБК - 30 г/т и Nа2СО3 до
рН=9. Схема проведенных опытов показана на
рисунке 1. Результаты проведенных опытов
представлены в таблицах 6-8.
Таблица 6
Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при
расходе сульфата аммония 20%
Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, %
Сu, % Ag, г/т Сu Ag
Сu концентрат 0,93 41,73 380,0 40,43 35,34
Хвосты отвальные 99,07 0,23 6,52 23,73 64,66
Продуктивный раствор, л 6,1 1,14 г/л 0 35,84 0
Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0
Таблица 7
Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при
расходе сульфата аммония 30%
Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, %
Сu, % Ag, г/т Сu Ag
Сu концентрат 1,78 21,63 230,0 40,11 40,94
Хвосты отвальные 98,22 0,207 6,01 21,13 59,06
Продуктивный раствор, л 6,0 1,5 г/л 0 38,76 0
Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0
Таблица 8
Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при
расходе сульфата аммония 40%
Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, %
Сu, % Ag, г/т Сu Ag
Сu концентрат 1,58 24,92 270,0 41,01 42,72
Хвосты отвальные 98,42 0,195 5,82 19,96 57,28
Продуктивный раствор, л 6,1 1,52 г/л 0 39,03 0
Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0
По данным таблицы следует, что извлечение в
кондиционный концентрат при расходе сульфата
аммония 30 и 40% после основной флотации и двух
перечисток по меди составляет 41%, при
содержании меди в концентрате 21,63-24,92%.
Извлечение в продуктивный раствор составляет
39%, соответственно, суммарное извлечение будет
составлять ~ 80%.
Пример 2.
Проведены укрупненно-лабораторные испытания
с получением кондиционного концентрата в
замкнутом цикле флотации. В качестве исходного
сырья использована смешанная руда месторождения
«Таскора» (таблица 1). Флотацию проводили с
добавлением сульфата аммония (30%), Na2СО3 -
27,7 г/т (pH - 9), ксантогената - 60 г/т, вспенивателя
(МИБК) - 30 г/т по схеме, представленной на фиг.2.
Полученные результаты представлены в таблице 9.
29755
5
Таблица 9
Результаты проведенной операции флотации для получения чернового концентрата
Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, %
Сu, % Ag, г/т Сu Ag
Сu концентрат 1,64 23,51 380 40,17 62,32
Хвосты отвальные 98,36 0,19 3,83 19,47 37,68
Продуктивный раствор, л 3900 л 1,24 г/л 0 40,36 0
Итого 100,0 0,96 10 100,0 100,0
Извлечение меди в кондиционный концентрат
составило 40,17% при содержании меди 23,51%.
Извлечение в продуктивный раствор составило
40,36%. Общее извлечение меди в продукты
технологии - 80,53%.
Продуктивный раствор после обезмеживания
доукрепляется по сульфату аммония и возвращается
в виде оборотной воды в цикл измельчения, по
фиг.1. Новизне данного изобретения является
подача раствора сульфата аммония на стадию
мокрого измельчения и флотацию для перевода
окисленной меди в раствор, без дополнительной
операции - выщелачивания.
ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
Способ переработки окисленных медных руд,
включающий дробление и измельчение руды,
флотацию с одновременным выщелачиванием
окисленных минералов меди с получением
флотационного концентрата и продуктивного
раствора, отличающийся тем, что в процессе
обогащения в качестве реагента для перевода
окисленной меди в раствор добавляют сульфат
аммония, который подают на стадию мокрого
измельчения, а после флотации хвосты и концентрат
фильтруют, и из объединенного осветленного
раствора (фильтрата) медь извлекают сорбцией либо
экстракцией.
Верстка Ж. Жомартбек
Корректор К. Сакалова

29755ip

  • 1.
    РЕСПУБЛИКА КАЗАХСТАН (19) KZ(13) A4 (11) 29755 (51) C22B 15/00 (2006.01) C22B 3/14 (2006.01) МИНИСТЕРСТВО ЮСТИЦИИ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ К ИННОВАЦИОННОМУ ПАТЕНТУ (21) 2014/0657.1 (22) 14.05.2014 (45) 15.04.2015, бюл. №4 (72) Юн Александр Борисович; Захарьян Семен Владимирович; Каримова Люция Монировна; Чен Владимир Алексеевич; Терентьева Ирина Владимировна (73) Товарищество с ограниченной ответственностью "КазГидроМедь" (56) RU 2418872, 20.05.2011г (54) СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОКИСЛЕННЫХ И СМЕШАННЫХ МЕДНЫХ РУД (57) Изобретение относится к области металлургии, в частности, к гидрометаллургическим способам переработки, окисленных и смешанных медных руд, которые могут быть использованы для переработки аналогичных никелевых, свинцово-цинковых руд. Задачей предлагаемого изобретения является повышение степени извлечения меди в раствор при переработке окисленных и смешанных руд, а также снижение безвозвратных потерь реагентов при использовании оборотного выщелачивающего раствора-сульфата аммония. Достигаемый технический результат предлагаемого изобретения является упрощение процесса извлечения окисленной части меди (и других элементов), предотвращение сверхнормативного расхода реагента. Указанный технический результат достигается подготовкой руды к флотационному обогащению дроблением и измельчением с параллельным переводом окисленной меди в раствор, а сульфидных минералов во флотоконцентрат, с последующей переработкой продуктивного раствора и флотоконцентрата известными приемами. В качестве реагента для перевода окисленной меди в раствор добавляют сульфат аммония, который подают на стадию мокрого измельчения, затем пульпу подают на флотацию. После сгущения пульпы хвостов и концентрата из осветленного раствора медь извлекают сорбцией либо экстракцией, а флотоконцентрат направляют на переработку по известной схеме. (19)KZ(13)A4(11)29755
  • 2.
    29755 2 Изобретение относится кобласти металлургии, в частности, к гидрометаллургическим способам переработки окисленных и смешанных медных руд, которые могут быть использованы для переработки аналогичных никелевых, свинцово-цинковых руд. Известен способ переработки упорных окисленных медных руд профессора Мостовича [Митрофанов С.И. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов, М., Недра, 1984, с.50], заключающийся в выщелачивании окисленных медных минералов серной кислотой, цементации меди из раствора железным порошком, флотации цементной меди из кислого раствора с получением медного концентрата. Недостатками этого способа являются: - высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скрапа, который вступает в реакцию с кислотой, при этом увеличивается расход, как серной кислоты, так и железного скрапа; - низкое извлечение меди цементацией железным скрапом и флотацией цементных частиц. - необходимость специальной операции выщелачивания (кучное, агитационное, чановое и т.д.) перед обогащением. Известен способ переработки смешанных медных руд, содержащих окисленные медные минералы, различные формы сульфидных минералов меди, а также благородные металлы. Способ включает дробление исходной руды до крупности 30÷80 мм, кучное выщелачивание, экстракцию, реэкстрацию и электроэкстракцию катодной меди из жидкой фазы продукта выщелачивания. После выщелачивания осуществляют доизмельчение твердой фазы продукта выщелачивания и флотацию доизмельченной твердой фазы при pH=7-8, создаваемой едким натром, с получением медного концентрата и с извлечением в него золота. [Заявка на Патент РФ 2009107609/02, 04.03.2009. Птицын А.М., Дюдин Ю.К., Руднев Б.П., Буркова Т.В.]. Техническим результатом является разработка высокоэкономичного способа переработки смешанных медных руд, позволяющего снизить эксплуатационные затраты и достигнуть при этом оптимальных показателей извлечения меди и благородных металлов. Основными недостатками способа являются: - необходимость дополнительной операции выщелачивания перед обогащением. Прототипом к предлагаемому способу является «Способ переработки смешанных медных руд», включающий дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 мин, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении pH 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата [Патент РФ 2418872 от 12.05.2009. Крылова Л.Н., Адамов Э.В., Травникова О.Н., Назимова М.И., Травников В.Н.]. При этом измельчение руды ведут до крупности, составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм. Промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением. Флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло. Извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом. Рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания, отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания. Основные недостатки: - сложность переработки смешанных руд, из-за необходимости специальной операции выщелачивания перед обогащением; - большой безвозвратный расход серной кислоты. Задачей предлагаемого изобретения является повышение степени извлечения меди в раствор при переработке окисленных и смешанных руд, а также снижение безвозвратных потерь реагентов при использовании оборотного выщелачивающего раствора сульфата аммония. Достигаемым техническим результатом предлагаемого изобретения является упрощение процесса извлечения окисленных минералов меди (и других элементов), предотвращение сверхнормативного расхода реагента. Указанный технический результат достигается подготовкой руды к флотационному обогащению дроблением и измельчением с параллельным переводом окисленных минералов меди в раствор, а сульфидных минералов во флотоконцентрат, с последующей переработкой полученных продуктов известными методами. В качестве реагента для перевода окисленной меди в раствор добавляют сульфат аммония, который подают на стадию мокрого измельчения. После измельчения пульпу подают на флотацию. После флотации, сгущения и фильтрации пульпы хвостов и концентрата, из объединенного осветленного раствора медь извлекают сорбцией либо экстракцией, а флотоконцентрат направляют на переработку по известной схеме. Пример 1. В качестве исходного сырья использована смешанная руда месторождения «Таскора». Результаты фазового анализа исходной руды месторождения Таскора показаны в таблице 1,
  • 3.
    29755 3 результаты ретгеноспектрального анализа приведеныв таблице 2. Формы нахождения основных карбонатов (магния и кальция) в исходной пробе приведены в таблице 3. Гранулометрический состав и распределение полезных компонентов по классам крупности приведены в таблице 4. Таблица 1 Результаты фазового анализа исходной руды месторождения Таскора Сульфаты Карбонаты Оксиды, силикаты Вторичные сульфиды ХалькопиритМедь общая абс. отн. абс. отн. абс отн. абс отн. абс отн. 0,96 <0,2 - 0,35 35,00 0,12 12,0 0,47 47 0,2 6,0 Таблица 2 Результаты ретгеноспектрального анализа исходной руды месторождения Таскора Компонент Содержание, % Компонент Содержание, % Медь 0,96 Железо 2,23 Свинец 0,003 Серебро, г/т 10 Молибден, г/т 17 Сера 6,22 Кадмий <0,002 Алюминий 1,57 SiO2 42,70 Стронций, г/т 5276 Титан 0,192 Марганец 0,212 Хром 0,009 Мышьяк 0,007 Барий 0,09 Цинк 0,016 Таблица 3 Формы магния и кальция в пробе месторождения Таскора Наименование Абс. Отн. Кальция Сульфата 6,14 55,8 Карбонатов 4,86 44,20 Суммарно 11,00 100,00 Магния Карбонатов 3,56 87,7 Оксидов 0,5 12,3 Суммарно 4,06 100,00 Таблица 4 Гранулометрический состав и распределение полезных компонентов по классам крупности Содержание ИзвлечениеКласс крупности, мм Выход, % Сu, % Ag, г/т Сu, % Ag, г/т +25 3,10 0,39 8,60 1,28 2,70 -25+10 16,99 0,87 3,60 15,52 6,12 -10+5 11,17 0,83 8,90 9,74 9,94 -5+3 9,32 0,88 9,0 8,61 8,40 -3+1 18,49 1,02 12,0 19,78 22,20 -1+0 40,93 1,05 11,5 45,07 47,10 Σ 100,00 0,96 10,0 100,00 100,0 Мокрое измельчение дробленой руды (0-3 мм) проводилось в лабораторной шаровой мельнице 62 мл с объёмом барабана 1 л, шаровой загрузкой 2,2 кг, массой пробы 0,3 кг. Время измельчения составляет - 3, 4, 5, 10 минут. Результаты измельчения руды от времени представлены в таблице 5. Таблица 5 Результаты от времени измельчения руды Время измельчения, минКласс крупности, мм 3 4 5 10 Выход, % Выход, % Выход, % Выход, %
  • 4.
    29755 4 Время измельчения, минКласскрупности, мм 3 4 5 10 -3+1 - - - - -1+0,5 0,5 - - - -0,5+0,2 1,25 1,07 0,89 - -0,2+0,071 14,25 11,63 9,61 3,6 - 0,071 84,0 87,3 89,5 96,4 Итого 100,0 100,0 100,0 100,0 Флотационные опыты проводили на лабораторных машинах «Механобр» с объемом камер 3,0; 1,0; 0,5 и 0,3 дм3 . Изучали влияние расхода сульфата аммония (20, 30, 40%) при подаче ксантогената - 60 г/т, МИБК - 30 г/т и Nа2СО3 до рН=9. Схема проведенных опытов показана на рисунке 1. Результаты проведенных опытов представлены в таблицах 6-8. Таблица 6 Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при расходе сульфата аммония 20% Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, % Сu, % Ag, г/т Сu Ag Сu концентрат 0,93 41,73 380,0 40,43 35,34 Хвосты отвальные 99,07 0,23 6,52 23,73 64,66 Продуктивный раствор, л 6,1 1,14 г/л 0 35,84 0 Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0 Таблица 7 Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при расходе сульфата аммония 30% Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, % Сu, % Ag, г/т Сu Ag Сu концентрат 1,78 21,63 230,0 40,11 40,94 Хвосты отвальные 98,22 0,207 6,01 21,13 59,06 Продуктивный раствор, л 6,0 1,5 г/л 0 38,76 0 Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0 Таблица 8 Результаты опыта по получению кондиционного медного концентрата в замкнутом цикле флотации при расходе сульфата аммония 40% Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, % Сu, % Ag, г/т Сu Ag Сu концентрат 1,58 24,92 270,0 41,01 42,72 Хвосты отвальные 98,42 0,195 5,82 19,96 57,28 Продуктивный раствор, л 6,1 1,52 г/л 0 39,03 0 Итого 100,0 0,96 10,0 100,0 100,0 По данным таблицы следует, что извлечение в кондиционный концентрат при расходе сульфата аммония 30 и 40% после основной флотации и двух перечисток по меди составляет 41%, при содержании меди в концентрате 21,63-24,92%. Извлечение в продуктивный раствор составляет 39%, соответственно, суммарное извлечение будет составлять ~ 80%. Пример 2. Проведены укрупненно-лабораторные испытания с получением кондиционного концентрата в замкнутом цикле флотации. В качестве исходного сырья использована смешанная руда месторождения «Таскора» (таблица 1). Флотацию проводили с добавлением сульфата аммония (30%), Na2СО3 - 27,7 г/т (pH - 9), ксантогената - 60 г/т, вспенивателя (МИБК) - 30 г/т по схеме, представленной на фиг.2. Полученные результаты представлены в таблице 9.
  • 5.
    29755 5 Таблица 9 Результаты проведеннойоперации флотации для получения чернового концентрата Содержание Извлечение, %Наименование продукта Выход, % Сu, % Ag, г/т Сu Ag Сu концентрат 1,64 23,51 380 40,17 62,32 Хвосты отвальные 98,36 0,19 3,83 19,47 37,68 Продуктивный раствор, л 3900 л 1,24 г/л 0 40,36 0 Итого 100,0 0,96 10 100,0 100,0 Извлечение меди в кондиционный концентрат составило 40,17% при содержании меди 23,51%. Извлечение в продуктивный раствор составило 40,36%. Общее извлечение меди в продукты технологии - 80,53%. Продуктивный раствор после обезмеживания доукрепляется по сульфату аммония и возвращается в виде оборотной воды в цикл измельчения, по фиг.1. Новизне данного изобретения является подача раствора сульфата аммония на стадию мокрого измельчения и флотацию для перевода окисленной меди в раствор, без дополнительной операции - выщелачивания. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ Способ переработки окисленных медных руд, включающий дробление и измельчение руды, флотацию с одновременным выщелачиванием окисленных минералов меди с получением флотационного концентрата и продуктивного раствора, отличающийся тем, что в процессе обогащения в качестве реагента для перевода окисленной меди в раствор добавляют сульфат аммония, который подают на стадию мокрого измельчения, а после флотации хвосты и концентрат фильтруют, и из объединенного осветленного раствора (фильтрата) медь извлекают сорбцией либо экстракцией. Верстка Ж. Жомартбек Корректор К. Сакалова