EA020950B1

EA020950B1 - Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд

Info

Publication number: EA020950B1
Application number: EA201000479A
Authority: EA
Inventors: Барун Горейн; Петер Кондос
Original assignee: Баррик Гольд Корпорейшн
Priority date: 2007-09-17
Filing date: 2008-09-11
Publication date: 2015-03-31
Also published as: EA201000479A1; WO2009037596A2; CL2008002740A1; US20090071295A1; DOP2010000081A; WO2009037596A3; PE20100102A1; AR068472A1; US8262768B2

Abstract

Изобретение относится к способу извлечения золота и/или серебра из двойных сульфидов, восстановленных из тугоплавких руд, содержащих углеродистые материалы. Загружаемая руда подвергается обработке путём окисления сульфидов; последующая флотация первичного и перечистного углерода из окисленной суспензии; удаление активного углерода из окисленной суспензии. Последующая первичная и перечистная флотация хвостов, получение комбинации тугоплавких компонентов и их подача для извлечения золота и/или серебра.

Description

Заявка на настоящий патент использует предварительную заявку с серийным номером 60/973047, поданную 17 сентября 2007 г. в США с таким же названием, которая полностью включается в данное изобретение на основании ссылки.

Область, к которой относится изобретение

Изобретение в целом относится к восстановлению золота и/или серебра и, в частности, к восстановлению золота из тугоплавких и двойных тугоплавких материалов.

Уровень техники

Многие руды драгоценных металлов, обрабатывающихся в настоящее время во всем мире, являются сульфидными, и это создает проблемы в извлечении и восстановлении содержащегося в них золота. Эти руды не поддаются восстановлению золота прямым цианированием, так как золото рассеяно в малых количествах в кристаллической структуре сульфидного минерала или находится в виде твердого раствора, который может оказаться неподдающимся воздействию выщелачивателей. Стоимость восстановления какого-либо существенного количества золота, требующего высвобождения из тугоплавких сульфидов, часто оказывается неприемлемой, а в случае золота, рассеянного в виде твердого раствора, восстановление является неэффективным.

Преимущественным способом обработки для высвобождения золота является окисление сульфидов. Применяющиеся обычно способы окисления включают биоокисление, отжиг, атмосферное выщелачивание, щелочное окисление под давлением (как в процессе, раскрывающемся в патенте Макои е1 а1., И8 4552589) или кислотном окислении под давлением (как в процессе, раскрывающемся в патенте Т1отак е1 а1., υδ 5071477). Обжиг не может использоваться или может оказаться экономически неприемлемым в случае руд, у которых низкий уровень содержания сульфидов и высокий уровень карбонатов, потому что температура обжига не может поддерживаться за счет тепла реакции.

В дополнение к сульфидной тугоплавкой природе отложений золота руды могут также содержать активные углеродистые компоненты, которые обладают способностью адсорбировать (эффект ргедгоЪЪшд) золото из цианирующих выщелачивающих растворов, при этом снижая его извлечение. Это адсорбционное сродство углеродистых материалов создает основание для процессов углерод в выщелачивании (С1Ь) и углерод в пульпе (С1Р), в которых используется активированный уголь в гранулах для извлечения золота из цианидных растворов золота. Размер и прочность таких коммерчески выпускающихся гранул таковы, что они могут легко отделяться от выщелачивающего раствора или пульпы просеиванием после осуществления адсорбции. Природный углерод соперничает с коммерчески поставляющимся графитом в применении для адсорбции золота, и он слишком мал для отделения просеиванием, поэтому золото, адсорбирующееся природным углеродом, не извлекается.

Другая проблема, возникающая при извлечении золота из руд с высоким содержанием углеродистых материалов, заключается в том, что количество золота может адсорбироваться на углероде во время формирования месторождения. Успешность применения цианидов оказывается различной при выщелачивании золота, связанного в углеродистом материале.

Несколько способов было разработано для снижения адсорбции (эффекта ргед-гоЪЪшд).

Добавление подавляющих веществ, таких как керосин, жидкое топливо и КУ-2 (паранитробензолазосалициловая кислота), приводит в выборочной адсорбции на поверхности активированного углерода из углеродистых руд, тем самым частично деактивируя склонность к адсорбции (эффекту ргед-гоЪЪшд).

Углеродистый материал может также разлагаться при прокаливании. Этот процесс традиционно используется в промышленности в настоящее время для одновременного разрушения углеродистого материала и окисления сульфидных минералов в тугоплавких углеродистых золотосодержащих рудах. Этот процесс в целом, но не всегда, является успешным, и результат зависит от температуры прокаливания. Очень высокие температуры часто требуются для сжигания графитированного углерода. Обжиговые установки должны работать в узком диапазоне допустимых температур. Если температура ниже оптимальной, углерод в руде не окисляется и остается активным для процесса адсорбции (эффекта ргед-гоЪЪшд). Если температура выше оптимальной, золото в руде становится плохо восстанавливающимся при цианировании или использовании других технологий извлечения.

В ряде случаев окисление под давлением может частично деактивировать природный углерод, но этого недостаточно для руд с высоким уровнем адсорбции (эффекта ргед-гоЪЪшд). В таких способах, как тот, который описывается в патенте υδ 5364453, используют флотацию, в которой природный и включенный углерод осадков цианидного выщелачивания извлекаются флотацией. Недостатком этого способа является различие в размере между природным углеродом и коммерческим углеродом. Это приводит к неудовлетворительному поведению мелкого углерода во флотации.

Флотация углеродистого компонента двойных тугоплавких руд перед сульфидным окислением, как было показано, является неэффективной, потому что требуется сверхмелкое размалывание для эффективного отделения углеродистого материала от зерен сульфидов. Сверхмелкое размалывание добавляет к стоимости всего процесса и, в зависимости от минералогического состава руды, может оказаться не полностью эффективным в процессе отделения углеродистого материала от золотосодержащих сульфидов. В низкосортных рудах потери золотосодержащих сульфидов в концентрате флотации углеродистого ма- 1 020950 териала существенно снижает сортность загружаемого материала для процесса гидрометаллургического или бактериального окисления.

Краткое изложение изобретения

Эти и другие проблемы решаются различными воплощениями и конфигурациями настоящего изобретения. В целом изобретение относится к обработке тугоплавких и двойных тугоплавких материалов, содержащих драгоценные металлы, путем окисления части сульфидной серы, за которым следует селективная флотация для отделения углеродистого материала от сульфидов драгоценных металлов. Сульфидная сера может окисляться любым подходящим способом, включая окисление под давлением, биоокисление и обжиг.

Может применяться как прямая, так и обратная флотация. При прямой флотации сульфиды драгоценных металлов и сульфаты собираются в концентрате, а углеродистый материал - в хвостах. При обратной флотации сульфиды и сульфаты драгоценных металлов собираются в хвостах, а углеродистый материал - в концентрате.

Настоящее изобретение может обеспечивать ряд преимуществ в зависимости от конкретной конфигурации. Осуществление флотации углеродистого материала после окисления сульфидов может ухудшать флотационную активность материала. Процесс окисления может улучшать высвобождение углеродистого материала, заключенного в сульфидах. Как окисление сульфидов, так и лучшее высвобождение могут способствовать лучшей флотационной селективности углеродистого материала, при этом сокращая потери золота в углеродных хвостах (в случае прямой флотации) или в концентрате (в случае обратной флотации). Удаление углеродистого материала (ТСМ) может улучшить выщелачивание осадка. В связи с тем, что концентрат ТСМ имеет низкую тепловую массу, извлечение золота может дополнительно улучшаться путем сжигания концентрата ТСМ в отдельном процессе и выщелачивания осадка. Удаление ТСМ из неокисленных двойных тугоплавких руд представляет значительную проблему из-за больших потерь золота в концентрате ТСМ, что делает такое удаление непрактичным. Удаление ТСМ из окисленных сульфидных продуктов позволяет обойти эту проблему потерь золота и сократить влияние эффекта ргед-гоЬЬшд в рудах.

Эти и другие преимущества станут очевидными из приведенного здесь описания изобретения.

В тексте используются выражения один или более и по меньшей мере один являются взаимозаменяемыми. Следует также заметить, что выражения содержащий, включающий и имеющий могут использоваться взаимозаменяемо.

Использующиеся здесь выражения по меньшей мере один, один или более и и/или являются открытыми (не связанными условиями) выражениями, которые являются как объединяющими, так и разделяющими выражениями. Например, каждое из выражений по меньшей мере один из А, В и С, по меньшей мере один из А, В или С, один или более из А, В и С, один или более из А, В или С и А, В и/или С означает только А, только В, только С, А и В вместе, А и С вместе, В и С вместе, или А, В и С вместе.

Использующийся здесь термин углеродистый означает органический содержащий углерод. Примеры органических содержащих углерод материалов включают гуминовую кислоту, углеводороды и активированный углерод.

Использующийся здесь термин неорганический углерод относится главным образом к карбонатам металлов, таким как карбонат кальция и карбонат натрия, а также к бинарным соединениям углерода, таким как оксиды углерода, карбиды, дисульфиды углерода, и т.п., тройным соединениям, таким как цианиды металлов, карбонилы металлов, карбонилсульфиды и т.п.

Использующееся здесь выражение полный углеродистый материал, или ТСМ, включает только органический углерод и исключает неорганический углерод.

Описанное выше представляет собой упрощенное краткое изложение изобретения с целью познакомить с некоторыми его аспектами. Это краткое изложение не является ни полным, ни всеобъемлющим описанием изобретения и его различных воплощений. Оно не предназначается для формулировки ключевых или критических элементов изобретения или определения объема изобретения, а только для представления выбранных концепций в упрощенной форме в качестве введения в детальное рассмотрение, которое представляется далее. Как будет показано далее, могут также применяться другие воплощения изобретения отдельно или в комбинации, причем они могут включать один или более признаков, указанных или описывающихся в деталях далее.

Краткое описание чертежей

Приведенные чертежи связаны с изложением и представляют собой часть описания для иллюстрации нескольких примеров настоящего изобретения (изобретений). Эти чертежи вместе с описанием поясняют принципы, на которых основано изобретение (изобретения). Чертежи просто иллюстрируют преимущественные и альтернативные примеры того, как изобретение (изобретения) можно осуществить и использовать, но они не могут рассматриваться как ограничивающие изобретение (изобретения). Дополнительные признаки и преимущества будут очевидны из следующего далее более подробного описания различных воплощений изобретения (изобретений), которые иллюстрируются указанными ниже чертежами.

- 2 020950

Фиг. 1А и 1В представляют способ в соответствии с одним из воплощений изобретения.

Подробное описание изобретения

Воплощение изобретения будет далее рассматриваться со ссылками на фиг. 1А и 1В.

Обращаясь к фиг. 1А, можно видеть, что загружаемый материал 100 является минеральным материалом, содержащим золото и/или серебро, таким как руда, концентрат или хвосты. Загружаемый материал 100 включает по меньшей мере 0,1 мас.% сульфидной серы и более преимущественно от 0,5 до 15 мас.% сульфидной серы, по меньшей мере 0,05 унций на 1 т и еще более обычно от 0,2 до 2,0 унций на 1 т золота и по меньшей мере около 1 унции на 1 т и даже еще более обычно от 1 до 5 унций на 1 т серебра. Сульфидные материалы в загружаемом материале 100 обычно включают пирит, марказит, арсенопирит и халькопирит. Обычно загружаемый материал 100 содержит не более 1,0 унции на 1 т и даже более обычно не более 0,1 унции на 1 т металлов платиновой группы.

Загружаемый материал 100 может дополнительно включать материалы, содержащие углерод, в том числе минералы, содержащие неорганический углерод (например, карбонаты анкерит, кальцит, сидерит и доломит) и углеродистые материалы (например, гуминовая кислота, гидрокарбонаты и активированный уголь). Углеродистые материалы часто являются адсорбирующими (эффект ргед-гоЪЪшд). В целом, количество углеродистых материалов определяется как суммарное количество углерода в материале 100 за исключением того, который присутствует как неорганический углерод. Обычно материал 100 включает от 0,1 до 30 мас.% неорганического углерода и от 0,3 до 10 мас.% органических материалов, содержащих углерод.

Распределение по размерам в загружаемом материале 100 зависит от процесса, применяющегося для сульфидного окисления (этап 104). Для кислотного или щелочного окисления под давлением и биоокисления в емкости материал, например, имеет распределение, при котором размер Р₈₀ составляет не более 100 мкм (200 меш, т.е. ячеек на линейный дюйм (Ту1ег)) и более преимущественно не более 75 мкм. При кучном выщелачивании материал преимущественно имеет размер Р₈₀ не более 1 дюйма, и более преимущественно от 0,25 до 0,5 дюйма. Как можно представить, частицы материала могут агломерироваться. Для обжига материал преимущественно должен имеет размер Р₈₀ не более 250 мкм и более преимущественно в пределах от 100 до 200 мкм.

На этапе 104 загружаемый материал 100 подвергается процессу окисления сульфидов, в частности арсенопирита (РеА8§) и пирита (Ре8). Может использоваться любой известный способ сульфидного окисления. Обычно процесс сульфидного окисления по природе может быть химическим, биологическим или тепловым.

В обычном процессе химического окисления загружаемый материал 100 подвергается окислению под давлением (РОХ) в кислотных или щелочных условиях в автоклаве. При кислотном РОХ сульфидная сера, как считается, превращается в сульфатную серу, преимущественно в соответствии с одной или более из следующих реакций:

Ре3₂ + 7/2О₂ + Н₂О = РеЗО.4 + Н₂ЗО₄ (1)

2РеАзЗ + 13/2О₂ + 2Н₂О = гН^АзОд + 2РеЗО„ (2)

РеАзЗ + 5О₂ + 2Н₂О = РеАзСц + 2Н₂5О₄ (3)

Кислотное РОХ обычно проводится при давлении молекулярного кислорода, составляющем по меньшей мере 1 МПа, при рН в пределах от 2 до 4 и температуре, находящейся в пределах от 200 до 230°С. При щелочном РОХ сульфидная сера, как считается, превращается в сульфатную серу преимущественно в соответствии с одной или более из следующих реакций:

42Ре3₂ + 16ОН- + 15О₂ = 4Ре(ОН)₃ + 830? + 2Н₂О (4)

2РеАзЗ + 10ОН- + 7О₂ = Ре₂О₃ + 2АзО? + 230? + 5Н₂О (5)

Щелочное РОХ обычно проводится при давлении молекулярного кислорода, составляющем по меньшей мере 1 МПа, при рН в пределах от 8 до 11 и температуре, находящейся в пределах от 175 до 230°С.

В обычном процессе биоокисления загружаемый материал 100 подается в перемешиваемый биореактор или в кучу, в которую введен микробиологический комплект. Примеры разлагающих сульфиды микробов включают ФюЪасШш Геггохзйапк, ФюЪасШш ФюохШаш. ШюЪасШш огдапорагш, ФюЪасШш ас1ЙорЫ1и8, 1ер1о8рт11ит Геггох1Йап8, 8и1ГоЪасШи8 Шегто8и1ййоох1йап8, 8и1Го1оЪи8 асШосаИапик 8и1Го1оЪи8 ВС, 8и1Го1оЪи8 5о1Га1апси5 и ааФапш Ъйег1еу1. Материал 100 периодически контактирует с раствором, содержащим питательные вещества для микробов, которые обычно представляют собой Ре³⁺, (ΝΗ₄)₂δΟ₄ и РО₄ ^3-. Температура материала 100 зависит от выбранного типа микробов. Обычно температура находится в пределах от температуры окружающего воздуха до около 80°С. Давление обычно является атмосферным и рН составляет не более 4, более преимущественно находится в пределах от 1,5 до 2. Микробы потребляют сульфиды и производят сульфатную серу.

В процессе теплового окисления загружаемый материал 100 подвергается обжигу в реакторе с неподвижным или псевдоожиженным слоем и контактирует с газом, содержащим молекулярный кислород. При обжиге сульфидная сера, как считается, превращается в сульфатную серу в основном в соответствии

- 3 020950 с одной или более из следующих реакций:

2РеЗ_г+ 11/2О_а = Ре_аО₃ + 45О₂2ΡεΑδ5 + 5О₂ = Ре_аО₃ + Αδ₂Ο₃ + 250₂ (6) (7)

Температура слоя обычно находится в пределах от 500 до 700°С. Как следует из приведенных выше уравнений, сера удаляется из материала 100 в виде газообразного диоксида серы. Несмотря на то что углеродистый материал может при подходящей температуре существенно уничтожаться, обжиг не всегда дает существенные результаты при таком уничтожении, и при использовании такого способа в данном случае процесс может проводиться при более низких температурах слоя, а существенная часть остающегося углеродистого материала может выделяться и отделяться от сульфидов, содержащих золото и/или серебро, с помощью флотации.

В любом из приведенных выше способов большая часть и даже обычно по меньшей мере 90% золота и/или серебра и углеродистых материалов остается в окисленном материале 108. Обычно по меньшей мере 50%, более обычно по меньшей мере 70% и даже более обычно по меньшей мере 80% содержащейся в материале 100 сульфидной серы окисляется в процессе окисления сульфидов. Содержание сульфидов в окисленном загружаемом материале 108 обычно не превышает 15 мас.%, более обычно не более 10 мас.% и еще более обычно находится в пределах от 0,5 до 5 мас.%. Для РОХ общее содержание серы в окисленном загружаемом материале 108 обычно составляет от 0,5 до 5 мас.%.

На этапе 112 окисленный загружаемый материал 108 измельчается с получением распределения по размерам, достаточным для высвобождения крупного углеродистого материала и удаления окислительной пленки с поверхностей частиц и получения новых поверхностей. Минимальный размер для высвобождения углеродистого материала в окисленном загружаемом материале 108 зависит от типа руды, знания химических процессов высвобождения и химии растворов, и стоимости подающегося питания и среды. Оптимальный размер для высвобождения и размеры дробления при первичном и вторичном измельчении выбираются для того, чтобы предотвратить чрезмерное измельчение (образование шлама). Чрезмерное измельчение может замедлить кинетику флотации, приводить к потерям подающейся мощности и растворению металлов в растворе. Преимущественно первичное измельчение и разделение по размерам проводится до получения размера Р₈₀ загружаемого материала для первичной флотации в пределах от 100 до 200 мкм, более преимущественно от 120 до 175 мкм и даже еще более преимущественно от 140 до 150 мкм.

Измельчение может проводиться в дробилке, в первичной мельнице с мокрым измельчением, с открытым или закрытым циклом; с разделением по размерам, как применяется в циклонах, причем суспензия с большими кусками (нижний поток) возвращается на шаг 112, а суспензия с мелкими частицами (верхний поток) 116 направляется на этап 120 обработки реагентами перед первичной флотацией.

На этапе 120 обработки с суспензией 116 с измельченными частицами контактируют различные реагенты, обеспечивающие требующуюся химическую подготовку к флотации. Эти реагенты включают коллекторы, регулирующие реагенты, депрессанты, регуляторы рН, дисперсанты, карбонат натрия и пенообразователи.

Коллекторы представляют собой органические поверхностно-активные вещества, которые придают сульфидным минералам свойство отталкивать воду, или гидрофобность, до такого уровня, что при контакте происходит соединение частиц с пузырями. Преимущественно коллекторы делают углеродистый материал более гидрофобным. Примеры коллекторов включают нефтяное топливо, керосин и коллекторы, разработанные для углерода, такие как коллектор углерода §19979/810037, выпускающийся компанией Су1ес и другими компаниями, специализирующимися на производстве реагентов для флотации. Доза коллектора преимущественно находится в пределах от 50 до 600 г/т твердых частиц во флотационной загрузке, в зависимости от типа руды.

Депрессанты повышают селективность флотации путем повышения гидрофильности выбранных минералов, таким образом предотвращая их флотацию. В связи с тем, что частицы, содержащие драгоценные металлы, должны оставаться в хвостах, требуется предотвратить их флотацию. В связи с тем, что золото и/или серебро тесно связаны с сульфидной или сульфатной серой, желательно подавлять флотацию непрореагировавших сульфидов и сульфатов. Подходящие депрессанты включают, например, цианид натрия с высоким рН 8Ό200, производящийся компанией СЬат1ек ТеппаШ апй Со., и полимерный депрессант Аего 9583 с гипохлоритом натрия (ЛаОС1) компании Су1ес. Количество добавляемого регулятора (как активатора, так и депрессанта) обычно находится в пределах от 0 до 500 г/т.

Регулировка рН суспензии 116 с измельченным материалом может потребоваться с использованием кислоты или основания в зависимости от материала. Преимущественные значения рН при флотации находятся в пределах от 4,0 до 12,0, более преимущественно от 5 до 9. Если рН отрегулирован на этапе 112, обычно не требуется дополнительной регулировки в процессе первичной флотации.

Некоторые руды содержат значительные количества глин и шлама и требуют большего количества депрессанта для первичной флотации. Преимущественный депрессант продается под торговой маркой Сусщек! Е-40™ (известный также как Суапатег Р-80™). Этот депрессант представляет собой полимер с низкой молекулярной массой, который толерантен к многовалентным ионам (Са, Мд, Ре, А1 и др.), суще- 4 020950 ственно нечувствителен к химическому составу воды и действует как комплексообразующее соединение и антиуплотнитель. Количество диспергирующего вещества зависит, конечно, от типа руды, но обычно находится в пределах от 50 до 300 г/т твердых частиц.

Когда рабочая вода имеет высокий уровень (т.е. уровень насыщения) растворенного гипса, требуется, чтобы добавлялись карбонаты натрия (например, кальцинированная сода) для очистки открытых поверхностей минералов от осаждающегося гипса. Преимущественно кальцинированная сода добавляется во время обработки загружаемого материала для измельчения или флотации, и ее количество находится в пределах от 25 до 1000 г/т твердых частиц.

Вспенивающее вещество повышает устойчивость воздушных пузырьков. Преимущественно вспенивающее вещество является гетерополярным органическим поверхностно-активным реагентом, включающим гидроксильную, карбоксильную, карбонильную, амино или сульфофункциональную группу. Преимущественно используется вспенивающее вещество, основанное на спирте, со смесью метилизобутилкарбинала (М1ВС) и более сильного вспенивающего вещества на основе гликоля, продающегося под торговой маркой Су1ес Р549™, которое является наиболее преимущественным. Примеры других вспенивающих веществ включают Όο\υΓιό11ι 250 (метиловый эфир полипропиленгликоля), производящийся компанией Όου Сйешюа1 и Аего Гго1й 88, производящееся компанией Лтепсап СуаиатМ Со1о.

Доза вспенивающего вещества преимущественно составляет от 25 до 200 г/т твердых частиц в зависимости от типа руды и качества воды.

Суспензия 124 после обработки перед флотацией, или флотационная пульпа, преимущественно содержит от 15 до 40% твердых веществ по массе и более преимущественно от 15 до 35% твердых веществ по массе.

Порядок добавления различных реагентов может быть важным. Дисперсанты, в частности Суциек! Е-40™, являются кислотными и могут приводить к выделению СО₂ при смешивании с кальцинированной содой, при этом большинство кальцинированной соды становится бесполезным. Преимущественным методом является загрузка дисперсанта и кальцинированной соды в мельницу отдельно или нейтрализация СусщеЧ Е-40™ с ЫаОН до 10-11 рН и затем смешивание нейтрализованного дисперсанта с кальцинированной содой. Затем смесь добавляется в первичную мельницу или загружаемый для флотации обработанный материал. Коллектор обычно добавляется к суспензии 116 и выдерживается в течение 1-5 мин в зависимости от типа руды. Вспенивающее вещество обычно добавляется последним, так как оно химически не взаимодействует с другими компонентами, требуется только дисперсия в пульпе, и для коллектора не требуется длительного времени выдержки.

На этапе 120 суспензия 116 с мелким измельченным материалом обрабатывается реагентами в подходящей емкости перед первичной флотацией. При флотации время перемешивания и последующей дисперсии связывается со временем, требующимся для физических и химических реакций. Несмотря на то что реагенты могут добавляться в процессе дробления, недостатки добавления всех реагентов в мельницу включают взаимодействие реагентов, при котором реагенты растрачиваются бесцельно, и сложность контроля скорости добавления реагентов. Обработка реагентами перед флотацией может сокращать время флотации. При комплексных рудах требуется точный контроль времени обработки перед флотацией, причем обычно используются различные емкости. В цикле первичной флотации (этап 128) обработанная суспензия подвергается флотации в группе, или серии, флотационных машин. Флотационные машины могут представлять собой аэрированные флотационные камеры или колонны. Первичная флотация (этап 128) может включать один или более этапов в зависимости от применения. В первичной флотации преимущественно не менее около 25%, более преимущественно не менее 30% и еще более преимущественно не менее около 40% углеродистого материала и не более около 40%, более преимущественно не более 35% и даже еще более преимущественно не более 20% золота и/или серебра удаляется в концентрат 132 первичной флотации. Хвосты (136) первичной флотации обычно включают большую часть и более преимущественно по меньшей мере около 60% золота и/или серебра и менее около 50%, обычно более преимущественно не более около 40% углеродистого материала из материала 100.

На этапе 140 фракция концентрата первичной флотации дополнительно измельчается до очень мелкого размера. Преимущественно второе измельчение и разделение по размеру (преимущественно с помощью циклона) с получением размера Р₈₀ вторично измельченного концентрата 144 в пределах от 25 до 100 мкм, более преимущественно от 35 до 75 мкм, даже еще более преимущественно от 40 до 60 мкм.

Во вторичной мельнице такие же добавки, как вводящиеся в первичную мельницу, могут контактировать с фракцией 132 первичного концентрата в дозах, зависящих от типа руды и целей металлургического процесса. В целом, накопительные добавляющиеся количества меньше в связи с тем, что меньше объем (тоннаж) фракции концентрата и есть остаточные концентрации реагентов. Может снова добавляться вещество, регулирующее рН до уровня, приведенного выше, и плотность фракции концентрата может доводиться до пределов, указанных выше.

Заново измельченный концентрат 144 обрабатывается реагентами перед флотацией на этапе 148. На этапе этой обработки могут добавляться такие же реагенты, как на предыдущем этапе 120 обработки перед флотацией в дозах, зависящих от типа руды и целей металлургического процесса. В целом накопи- 5 020950 тельные добавляющиеся количества меньше в связи с тем, что меньше объем (тоннаж) фракции концентрата и есть остаточные концентрации реагентов после цикла первичной флотации.

Обработанный концентрат 152 подвергается флотации в цикле 156 перечистной флотации. По сравнению с циклом первичной флотации цикл перечистной флотации имеет более низкую глубину пены в связи с более высокими порогами перелива хвостов. При перечистной флотации преимущественно не менее 40%, более преимущественно не менее 50% и даже еще более преимущественно не менее 60% углеродистого материала из концентрата 132 первичной флотации и не более 80%, более преимущественно не более 75% и даже еще более преимущественно не более 70% золота и/или серебра из концентрата 132 первичной флотации удаляются в концентрат 160 перечистной флотации.

Хвосты 164 перечистной флотации обычно включают по меньшей мере около 20% золота и/или серебра из концентрата 132 первичной флотации и не более 35%, даже обычно не более 40% углеродистого материала из концентрата 132 первичной флотации.

Преимущественно концентрат 160 перечистной флотации включает около 50% или более и даже преимущественно по меньшей мере около 60% или более углеродистого материала и не более 80%, а даже более преимущественно не более 75% золота и/или серебра из материала 100.

Совместно, хвосты 136 и 164 первичной и перечистной флотации преимущественно содержат по меньшей мере 70%, более преимущественно по меньшей мере 80% и даже еще более преимущественно по меньшей мере 90% золота и/или серебра из материала 100.

Как легко можно понять, флотация углеродистого материала как концентрата может проводиться с использованием любого подходящего флотационного цикла. Например, рассмотренные выше флотационные циклы могут включать несколько первичных флотационных этапов, несколько перечистных флотационных этапов, один или более очистных флотационных этапов и/или один или более этапов скоростной флотации.

Хвосты 136 и 164 первичной и перечистной флотации подвергаются этапу 168 извлечения драгоценных металлов для получения продукта 172, включающего драгоценные металлы. Любая подходящая технология может применяться для извлечения золота и/или серебра. Обычно, если хвосты еще не имеют щелочного рН, они нейтрализуются и выщелачиваются с помощью цианида, тиосульфата или тиомочевины для растворения золота в выщелачивателе. Растворенное золото и/или серебро адсорбируется сорбентом, таким как органическая смола или углерод. Растворение и адсорбция драгоценного металла может осуществляться одновременно или в одной емкости, используя такие технологии, как углерод-ввыщелачивании (С1Ь), углерод-в-пульпе (С1Р) или смола-в-выщелачивании (К1Ь). Затем драгоценный металл извлекается из сорбента. Это обычно осуществляется с использованием неорганической кислоты (преимущественно азотной кислоты) для удаления ионов кальция, за которым следует контакт с элюантом в форме 1% раствора каустика. Не содержащий полезного вещества сорбент может термически регенерироваться и использоваться вновь. Растворенный драгоценный металл восстанавливается из содержащего драгоценный металл элюанта с использованием известных технологий для получения продукта 194 высокой частоты, содержащего драгоценный металл. Когда в качестве выщелачивателя используется цианид, отходы 195 подвергаются детоксикации, например, диоксидом серы/воздухом или контактом с пероксисерной кислотой (Сато'8 ааб).

В другом воплощении используется прямая флотация взамен обратной флотации. При прямой флотации условия флотации выбираются такими, что материалы, содержащие драгоценные металлы, всплывают в концентрат, в то время как углеродистый материал собирается в хвостах. Затем при необходимости хвосты первичной флотации измельчаются и подвергаются перечистной флотации для удаления какого-либо золота и/или серебра, остающегося в хвостах. Различные реагенты, использующиеся в процессе, известны специалистам в данной области техники. Активатор, например растворимые соли металлов (преимущественно переходных металлов, особенно преимущественно соли меди и свинца и еще более преимущественно сульфат меди и нитрат свинца), могут добавляться для улучшения флотации материалов, содержащих драгоценные металлы, а также депрессант, подавляющий флотацию углеродистого материала. Какой-либо подходящий депрессант углерода может также применяться. Подходящие депрессанты углерода включают сульфонаты (например, нафталинсульфоновый натрий), и депрессанты, производящиеся под торговыми названиями Депрамин компании Ак/о ЫоЬе1 и Су1ес 633™. Депрессант углерода преимущественно добавляется в суспензию после установки требующегося значения рН. Доза депрессанта тщательно контролируется, так как высокая доза может приводить к снижению флотации серы сульфидов и сульфатов, а низкая доза может оказаться неэффективной в подавлении активности частиц углерода. Доза депрессанта обычно находится в пределах от 1 до 50 г/т твердых частиц в зависимости от содержания углерода в мелко раздробленной части суспензии 116.

Прямая флотация более подходит для применения, когда требуется сульфидный концентрат с содержанием сульфидов 7% или выше для автогенного окисления под давлением или обжига. Это, возможно, более экономичный подход, чем окисление всей руды, так как во флотационном концентрате можно окислять только около 10-40% загружаемого в установку материала. Это может также означать, что происходят потери золота и/или серебра во флотационные хвосты. Обычно требуется предварительный экономический анализ для подтверждения необходимости процесса прямой флотации.

- 6 020950

Эксперименты.

Приведенные далее примеры призваны проиллюстрировать отдельные воплощения изобретения, но они не должны рассматриваться как ограничение объема изобретения, который определяется в прилагающейся формуле изобретения. Все величины и процентные отношения приводятся по массе, если другие единицы не указываются.

Пример 1. Кислотное РОХ и С1Ь.

Золотосодержащая сульфидная руда измельчается до Р₈₀ менее 70 мкм. Руда предварительно окислялась для удаления карбонатных компонентов перед кислотным окислением под давлением (РОХ) при 225°С с помощью кислорода под давлением 100 фунтов на квадратный дюйм при плотности пульпы 30% и времени выдержки 1 ч. Обычно процент окисления сульфидов составлял 97%, и осадок, полученный из автоклава, содержал менее 0,06 сульфидов. Из автоклава было также получено 0,49% общего углеродистого материала (ТСМ), часть которого вносит вклад в явление адсорбции (эффект ргед-гоЪЪшд). Величина рН полученной суспензии было доведена до более 10,5 рН с помощью извести, и восстановление золота осуществлялось с использованием цианирования и процесса углерод-в-выщелачивании (СЮ'). Обработка выхода обычным С1Ь привела к восстановлению около 55% золота. Этот пример показывает низкий уровень извлечения золота, вызванный эффектом ргед-гоЪЪшд, в котором участвовала часть ТСМ. Результаты анализа загружаемого материала и извлечения в процессе С1Ь сведены в табл. 1.

Таблица 1

Элементы		Предварительный анализ ВР31	Результат кислотного РОХ
Аи	г/т	5,05	5,31
5(Т)	%	2,09
	%	1,60	0,02
тем	%	0,46	0,49
СОз	%	18,7
Осадок СИ	г/г		2,56
Аи извлеченное СН	%		55

Пример 2. Кислотное РОХ, флотация, С1Ь.

Полученный после РОХ материал, использовавшийся в примере 1, обрабатывался с применением двухэтапного процесса флотации, состоявшего из первичной и перечистной флотации, причем часть участвовавшего в эффекте ргед-гоЪЪшд ТСМ концентрировалась, как показано на фиг. 1А и 1В. Полученная из автоклава суспензия дробилась в течение 5 мин для удаления оксидной пленки с поверхностей частиц. Перед флотацией регулирование рН полученного из автоклава материала не проводилось, и плотность пульпы составляла около 20%. Затем материал обрабатывался 200 г/т Су1ес С-40 в качестве депрессанта. Добавлялось около 100 г/т углеродного коллектора С’у1ес §19979/810037 или нефтяного топлива. Первичная флотация проводилась в стандартной 5-литровой флотационной камере. Концентрат первичной флотации собирался и измельчался в течение 4 мин, за которым следовал один этап перечистной флотации. Концентрат, содержащий ТСМ, собирался. Хвосты первичной и перечистной флотации собирались и проводились тесты СЮ

Результаты флотации и тестов С1Ь осадка кислотной РОХ показаны в табл. 2.

Таблица 2

		Едини- цы	Пред- варит.	Первичные хвосты	Перечисти хвосты	Перечисти концентрат (ТСМ)
Анализ	Аи	дл	4,5	3,3	25,8	51,7
	Сульфид	%	0,06	0,05	0,14	0,47
	ТСМ	%	0,49	0,28	4,28	7,86
	Масса	%	100	95,2	4,26	0,55
Извлечение	Аи	%		69,3	24,4	6,3
флотацией	Сульфид	%		84,8	10,6	4,6
	ТСМ	%		53,8	37,3	8,90
СП	Извлечен. фракция	%		85,2	64
	СП	дл		0,49	11,22
	Головное извлечен.	%		59,1	15,6
	Всего (хвосты СП.)	%		74,7

Результаты в табл. 2 показывают, что удаление ТСМ из полученного после РОХ материала значительно улучшает полное извлечение до около 75,0%. Это увеличение с 55% (без флотации, как показано в табл. 1) до около 75,0% может объясняться удалением определенного количества ТСМ, вовлекавшегося в явление ргед-гоЪЪтд, из осадка РОХ. Концентрат ТСМ содержит около 6,3% общего количества золота. Извлечение этого золота из концентрата ТСМ предоставляет возможность увеличить извлечение

- 7 020950 золота даже выше 75% извлечения золота, полученного из флотационных хвостов.

Пример 3. Щелочное РОХ, СШ.

Такой же золотосодержащий сульфид, как использовавшийся в примере 1, дробился до Р₈₀ менее 70 мкм. Руда обрабатывалась в процессе щелочного окисления под давлением при 225°С, давлении кислорода 100 фунтов на квадратный дюйм, плотности пульпы 35% и времени выдержки 1 ч. Процент окисления был ниже, чем при кислотном окислении под давлением в примере 1, и остаток, полученный из автоклава, содержал 0,06 сульфида.

рН суспензии регулировался до величины более 10,5, и извлечение золота проводилось с применением С1Ь. Обработка выхода обычным СШ позволила извлечь 52% золота. Низкий уровень извлечения золота объясняется эффектом ргед-гоЬЬшд, в котором участвовала часть материала ТСМ. Результаты анализа загружаемого материала и извлечение с использованием СШ сведены в табл. 3.

Таблица 3

Элементы		Предварителен, анализ ВК31	Выход щелочного РОХ
Аи		4,53	4,6
3(Т)	%	1,76
8^	%	1,70	0,06
8(5О₄)	%
ТСМ	%	0,46	0,49
СО₃	%	18,4
Осадок СИ	дл		2,4 до 2,9
Аи извлеченное СИ	%		42-52

Пример 4. Щелочное РОХ, флотация, СШ.

Такой же полученный после РОХ материал, использовавшийся в примере 3, обрабатывался с применением двухэтапного процесса флотации, состоявшего из первичной и перечистной флотации, причем часть участвовавшего в эффекте ргед-гоЬЬшд ТСМ концентрировалась, как показано на фиг. 1А и 1В. Полученная из автоклава суспензия сначала промывалась, фильтровалась и затем дробилась в шаровой мельнице в течение 5 мин для удаления оксидной пленки с поверхностей частиц. Перед флотацией регулирование рН полученного из автоклава материала не проводилось и плотность пульпы составляла 2030% по массе. Около 200 г/т Су1ес С-40 добавлялось для диспергирования мелкого ТСМ и других частиц. Кроме того, в суспензию добавлялось около 200 г/т депрессанта пирита 8Ό200. Около 100 г/т углеродного коллектора §19979/810037 и/или нефтяного топлива добавлялось поэтапно. Добавлялось также около 100 §/1 вспенивающего вещества М1ВС. Первичная флотация проводилась в стандартной 5-литровой флотационной камере компании Эепуег. Концентрат первичной флотации измельчался в течение 4 мин и затем подвергался двухэтапной очистке для подавления освобожденной пустой породы и сульфидов от ТСМ. Тесты СШ проводились на хвостах первичной флотации и на комбинированных хвостах первой и второй перечистной флотации.

Результаты теста флотации и СШ остатка щелочного РОХ показаны в табл. 4.

Таблица 4

		Един.	Предв.	Первичные Хвосты	1/2 перечистные хвосты	Перечисти ТСМ
Анализ	Аи	г/т	4,98	3,55	8,6/11,6	14,4
	Сульфид	%	0,5	0,63	0,12/0,27	0,09
	ТСМ	%	0,48	0,38	0,78/0,89	0,95
	Масса	%	100	75,3	20,6/2,60	1,60
Флота- ция	Аи	%		53,7	35,6/6,0	4,6
Извлечен	Сульфид	%		93,4	4,9/1,4	0,3
	ТСМ	%		58,7	33,4/4,8	3,2
СН	Извлечен фракция	%		71,9	89/91,1
	СН	9/»		0,97	0,91/0,99
	Г оловн. Извлечен	%		38,6	31,7/5,5
	Всего (хвосты СП)	%		75,8

Данные табл. 4 показывают, что удаление ТСМ из выхода РОХ привело к значительному улучшению общего извлечения СШ до около 76.0%. Это увеличение извлечения с около 47% в среднем (без флотации, как показано в табл. 3) до около 76.0% с флотацией может объясняться удалением определенного количества участвующего в ргед-гоЬЬшд ТСМ из осадка РОХ. Концентрат ТСМ содержит около 4,6% всего золота. Извлечение этого золота из концентрата ТСМ предоставляет возможность увеличить извлечение золота даже больше в дополнение к 76% извлечения золота, полученного из флотационных хвостов.

- 8 020950

Пример 5. Щелочное РОХ, флотация, С1Ь.

Новая золотосодержащая сульфидная руда (новая ВК31) измельчается до Р₈₀ менее 70 мкм. Операции извлечения РОХ-С1Ь были аналогичны тем, которые показаны в табл. 3. Выход РОХ обрабатывался с использованием двухэтапного процесса флотации, состоявшего из первичного и перечистного циклов, причем часть участвующего в ртед-тоЪЪшд ТСМ концентрировалась, как показано на фиг. 1А и 1В. Выход суспензии из автоклава не промывался и не фильтровался, как проводилось в примере 3. Суспензия затем подвергалась измельчению в шаровой мельнице в течение 5 мин для удаления оксидной пленки с поверхностей частиц. Перед флотацией не проводилась регулировка рН выхода автоклава. Плотность пульпы была 20-30% по массе. Добавлялось поэтапно около 300 г/т со11есЮга §10146 компании Су1ес. Добавлялось около 30 г/т вспенивающего вещества М1ВС. Первичная флотация проводилась в стандартной 5-литровой флотационной камере компании Эепуег. Концентрат первичной флотации дробился в течение около 4 мин и затем подвергался двум стадиям очистки для подавления освобожденной пустой породы и сульфидов от ТСМ. Тесты С1Ь проводились на хвостах первичной флотации и на комбинированных хвостах первой и второй перечистной флотации.

Результаты теста флотации и С1Ь остатка щелочного РОХ показаны в табл. 5.

Таблица 5

		Един	Предв.	Первичные Хвосты	1/2 перечистные хвосты	Перечисти ТСМ
Анализ	Аи	д/(	4,93	3,34	9,8/12,6	15,0
	Сульфид	%	0,36	0,45	0,07/0,05	<0,05
	ТСМ	%	0,53	0,42	0,90/1,03	1,15
	Масса	%	100	77,9	17,0/4,30	0,8
Флотация	Аи	%		52,8	33,7/11,0	2,6
Извлечен	Сульфид	%		96,0	3,3/0,60	0,10
	ТСМ	%		61,2	28,6/8,3	1,8
си	Извлечен фракция	%		72,8	90,6/93,9
	С1Ь	д/1		0,96	0,92/0,79
	Головн. Извлечен	%		38,4	30,5/10,3
	Всего (хвосты СИД	%		79,2

Данные табл. 5 показывают, что удаление ТСМ из выхода РОХ привело к значительному улучшению общего извлечения С1Ь до около 79.0%. Это увеличение извлечения с около 47% в среднем (без флотации как показано в табл. 3) до 79.0% с флотацией может объясняться удалением определенного количества участвующего в ртед-тоЪЪтд ТСМ из осадка РОХ. Концентрат ТСМ содержит около 2,6% всего золота. Извлечение этого золота из концентрата ТСМ предоставляет возможность увеличить извлечение золота даже больше в дополнение к 79% извлечения золота, полученного из флотационных хвостов.

Может применяться ряд вариантов и модификаций данного изобретения. Могут использоваться одни признаки изобретения без использования других. Настоящее изобретение в его различных воплощениях, конфигурациях или аспектах включает компоненты, способы, процессы, системы и/или устройства существенно в том виде, как они здесь описываются, включая различные воплощения, комбинации и комплекты из них. Специалисты в данной области поймут, как можно использовать настоящее изобретение после изучения приведенного здесь описания. Настоящее изобретение в различных его вариантах включает предложение устройств и способов, в которых есть элементы, не указанные и не описанные здесь, включая отсутствие таких элементов, которые были использованы в различных устройствах и процессах, например, для повышения эффективности, упрощения конструкции, и/или сокращения стоимости внедрения.

Приведенное выше рассмотрение изобретения было представлено с целью иллюстрации и описания. Это рассмотрение не предназначается для того, чтобы ограничить изобретение той формой или формами, которые здесь раскрывались. В приведенном выше подробном описании, например, различные признаки изобретения сгруппированы вместе в одном или более воплощений с целью упростить рассмотрение. Эти признаки воплощений изобретения могут комбинироваться в альтернативных воплощениях, отличающихся от тех, которые обсуждаются выше. Этот способ изложения не следует интерпретировать как отражающий точку зрения, что заявленное изобретение требует большего количества признаков, чем те, которые ясно выражены в каждом пункте формулы изобретения. В противоположность этому, как показывают приведенные далее пункты формулы изобретения, концепция изобретения требует меньшего количества признаков, чем все признаки отдельного приведенного выше воплощения, конфигурации или аспекта изобретения. Таким образом, приведенная далее формула изобретения выражена в подробном описании, при этом каждый пункт формулы изобретения является самодостаточным в качестве отдельного преимущественного воплощения изобретения.

Кроме того, несмотря на то что описание изобретения включает описание одного или более вопло- 9 020950 щений, конфигураций или аспектов и определенных вариантов и модификаций, другие варианты, комбинации и модификации также могут быть в рамках объема настоящего изобретения, которые, например, могут быть в пределах знаний и навыков специалистов в данной области техники на основании понимания настоящего изобретения. Предполагается получить права, которые включают альтернативные воплощения, конфигурации и аспекты до допустимых пределов, включая альтернативные, взаимозаменяемые и/или эквивалентные структуры, функции, пределы или этапы по отношению к заявленным, без намерения передавать в общественное пользование какого-либо патентоспособного объекта изобретения.

Claims

1. Способ извлечения золота и/или серебра из сульфидов, восстановленных из тугоплавких руд, содержащий:

(a) подачу загружаемого материала, содержащего драгоценный металл, по меньшей мере 0,1 мас.% сульфидной серы и от 0,3 до 10 мас.% углеродистых материалов;

(b) окисление по меньшей мере части сульфидной серы в загружаемом материале с получением окисленного материала, в котором по меньшей мере 90% золота и/или серебра и углеродистых материалов остается в окисленном загружаемом материале;

(c) дробление окисленного материала для удаления, по меньшей мере, частично окислительной пленки на частицах окисленного загружаемого материала;

(ά) флотацию после этапа (Ь) дробленого и окисленного загружаемого материала для выделения первой фракции, содержащей по меньшей мере 60% золота и/или серебра, и второй фракции, содержащей по меньшей мере 25 мас.% углеродистого материала из загружаемого материала, при этом дробленый и окисленный материал свободен от драгоценного металла, выщелачиваемого перед этапом флотации;

(е) дробление второй фракции для получения дробленой второй фракции;

(ί) флотацию дробленой второй фракции для формирования хвостов перечистной флотации, содержащих по меньшей мере 20% золота и/или серебра из дробленой второй фракции, и концентрата перечистной флотации, содержащего 50% или более углеродистого материала из дробленой второй фракции; и (д) после завершения флотации извлечение золота и/или серебра из первой фракции и хвостов перечистной флотации, при этом первая фракция и хвосты перечистной флотации содержат по меньшей мере 90% золота и/или серебра из окисленного металла.

2. Способ по п.1, дополнительно содержащий:

(ί) обработку перед флотацией дробленого и окисленного материала путем контактирования его с коллектором, делающим углеродистый материал более гидрофобным, когда дробленый и окисленный материал подвергается флотации на этапе (ά).

3. Способ по п.2, в котором по меньшей мере один из сульфидных депрессоров и активаторов углеродистого материала контактирует с дробленым и окисленным материалом в процессе обработки реагентами перед флотацией.

4. Способ по п.2, дополнительно содержащий обработку дробленой второй фракции контактированием ее с коллектором, делающим углеродистый материал более гидрофобным.

5. Способ извлечения золота и/или серебра из сульфидов, восстановленных из тугоплавких руд, содержащий:

(b) окисление под давлением в кислородной среде при давлении более чем 100 ρκί по меньшей мере части сульфидной серы в загружаемом материале с получением окисленного материала, причем по меньшей мере 90% золота и/или серебра и углеродистых материалов остается в окисленном загружаемом материале;

(c) после этапа (Ь) флотацию окисленного загружаемого материала для разделения материала на первую фракцию, содержащую по меньшей мере 70 мас.% золота и/или серебра из окисленного загружаемого материала, и на вторую фракцию, содержащую не менее чем 40 мас.% углеродистых материалов из загружаемого материала;

(ά) дробление второй фракции для получения дробленой второй фракции;

(е) флотацию дробленой второй фракции для формирования хвостов перечистной флотации, содержащих по крайней мере 20% золота и/или серебра из дробленой второй фракции, и концентрата перечистной флотации, содержащего 50% или более углеродистого материала из дробленой второй фракции, при этом первая фракция и хвосты перечистной флотации содержат по меньше мере 90% золота и/или серебра из окисленного материала.

6. Способ по п.5, дополнительно содержащий после этапа (с) дробление окисленного материала для удаления, по меньшей мере, частично окислительной пленки, по меньшей мере, на частицах окисленного материала, когда дробленый и окисленный материал подвергается флотации на этапе (с).

7. Способ по п.6, дополнительно содержащий после дробления окисленного материала обработку

- 10 020950 дробленого и окисленного материала путем контактирования его с коллектором, делающим углеродистый материал более гидрофобным, когда дробленый и окисленный материал подвергается флотации на этапе (с).

8. Способ по п.7, в котором по меньшей мере один из сульфидных депрессоров и активаторов углеродистого материала контактирует с дробленым и окисленным материалом в процессе обработки реагентами перед флотацией.

9. Способ по п.7, в котором первая фракция представляет собой первичный концентрат и вторая фракция представляет собой первичные хвосты, дополнительно содержащий:

(ί) дробление второй фракции для получения дробленой второй фракции;

(д) обработку дробленой второй фракции путем контактирования ее с коллектором;

(1) флотацию дробленой второй фракции для формирования третьей фракции, содержащей по меньшей мере 20% золота и/или серебра из второй фракции, и четвертой фракции, содержащей 50% или более углеродистого материала из второй фракции.

10. Способ по п.9, в котором окисленный загружаемый материал свободен от драгоценного металла, выщелачиваемого перед этапом флотации, и дополнительно содержащий восстановление золота и/или серебра из первой и третьей фракций.

11. Способ по п.5, в котором окисленный загруженный материал свободен от драгоценного металла, выщелачиваемого перед стадией флотации.

12. Способ извлечения золота и/или серебра из сульфидов, восстановленных из тугоплавких руд, содержащий:

(b) окисление под давлением в кислородной среде под высоким давлением более чем 100 рк1 по меньшей мере части сульфидной серы в загружаемом материале с получением окисленного материала, причем по меньшей мере 90% золота и/или серебра и углеродистых материалов остается в окисленном загружаемом материале; и (c) затем флотацию окисленного загружаемого материала для разделения материала на первую фракцию, содержащую по меньшей мере 60% золота и/или серебра, и вторую фракцию, содержащую по меньшей мере 25 мас.% углеродистого материала из загружаемого материала;

(е) флотацию дробленой второй фракции для формирования концентрата перечистной флотации, содержащего не более 75% золота и/или серебра из дробленой второй фракции и хвостов перечистной флотации, содержащих не более 35% углеродистого материала из дробленой второй фракции, при этом первая фракция и концентрат перечистной флотации содержат по меньшей мере 90% золота и/или серебра из окисленного материала.

13. Способ по п.12, дополнительно содержащий дробление окисленного материала для удаления, по меньшей мере, частично окислительной пленки, по меньшей мере, на частицах окисленного материала, когда дробленый и окисленный материал подвергается флотации на этапе (с).

14. Способ по п.13, дополнительно содержащий после дробления окисленного материала обработку дробленого и окисленного материала путем контактирования его с коллектором, делающим углеродистый материал более гидрофобным, когда дробленый и окисленный материал подвергается флотации на этапе (с).

15. Способ по п.14, в котором по меньшей мере один из углеродных депрессоров и сульфидных активаторов контактирует с дробленым и окисленным материалом в процессе обработки реагентами перед флотацией.

16. Способ по п.14, дополнительно содержащий:

(д) обработку дробленой второй фракции контактированием дробленой второй фракции с коллектором;

(1) флотацию дробленой второй фракции для формирования четвертой фракции, содержащей по меньшей мере 20% золота и/или серебра из второй фракции, и третьей фракции, содержащей 50% или более углеродистого материала из второй фракции.

17. Способ по п.16, дополнительно содержащий извлечение золота и/или серебра из первой и четвертой фракций.