СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ АЛМАЗОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ Российский патент 1997 года по МПК B03D1/00 B03D1/02 

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности пенной сепарации алмазосодержащего сырья, и может быть применено при обогащении различного первичного и вторичного минерального сырья методом пенной операции и колонной флотации.

Известен способ флотации сульфидных и окислительных руд цветных металлов с использованием электрохимически обработанной воды при затратах электроэнергии 2-3 кВт•ч/м³ (аналог) [1]
Указанный высокий расход электроэнергии обусловлен необходимостью получения достаточно глубоких изменений физико-химических свойств обрабатываемой воды с выдачей целевого продукта такого качества, которое обеспечивает получение оптимальных технологических эффектов только для указанного типа минерального сырья.

Известен способ пенной сепарации, включающий обесшламливание измельченной руды, перемешивание пульпы с реагентами, подачу технологической воды в пенный сепаратор, подачу обработанной реагентами пульпы на пенный слой и пенную сепарацию в присутствии электролизных газов (прототип) [2]
Однако этот способ не получил широкого практического использования из-за недостаточного снижения потерь мелких алмазов с хвостами, высокой чувствительности к содержанию шламов в руде и вытекающей из этого необходимости проведения ее обесшламливания, а также из-за его высокой энергоемкости.

Указанные недостатки способа обусловлены тем, что в этом решении электролизные газы получают пропусканием постоянного тока через электроды, находящиеся в камере пенного сепаратора.

Конструктивные особенности пенного сепаратора препятствуют получению высокого коэффициента заполнения его объема электродами.

Поэтому при создании высокой плотности тока на электродах, необходимой для получения значительного количества электролизных газов, расход электроэнергии достигает 3-4,5 кВт•ч/т.

При осуществлении данного способа сильное отрицательное влияние на технологические показатели оказывают частицы менее 40 мкм, которые нарушают процесс выделения газов на электродах вследствие их заиливания, затрудняют контроль и регулирование процесса в целом. В связи с этим обязательной операцией при осуществлении данного способа является предварительное обесшламливание измельченной руды, в процессе которого теряется значительное количество мелких алмазов.

Технический результат изобретения состоит в повышении технологических показателей, снижении энергозатрат при увеличении степени насыщения технологической воды пузырьками электролизных газов и необходимом изменении окислительно-восстановительных свойств и химического состава обработанной воды, а также в исключении операции обесшламливания.

Технический результат достигается тем, что в способе пенной сепарации алмазосодержащего сырья, включающем обработку пульпы реагентами, подачу технологической воды в пенный сепаратор, подачу вспенивателя, подачу обработанной пульпы на пенный слой, пенную сепарацию ведут в присутствии электролизных газов; причем пенную сепарацию ведут с использованием предварительно электрохимически обработанной технологической воды при расходе электроэнергии от 0,5 до 1,5 кВт•ч/м³.

Расчеты и экспериментальные данные показали, что обработка технологической воды в аппаратах специальной конструкции позволяет создать высокую плотность тока на электродах при небольшом расходе электроэнергии от 0,5 до 1,5 кВт•ч/м³. При этом достигаемая насыщенность пузырьками электролизных газов в 2 5 раз выше, чем в условиях прототипа.

При осуществлении заявленного способа исключается необходимость проведения обесшламливания руды, в результате чего снижаются потери мелких алмазов, сокращается на 30 40% расход воздуха в пенной сепарации и в 1,5 2 раза уменьшается расход вспенивателя.

Существо заявленного способа заключается в том, что измельченную пульпу перемешивают с реагентами: аэрофлотом и мазутом, в пенный сепаратор подают технологическую воду, предварительно обработанную электрохимическим методом, подают в объем вспениватель ОПСБ, подают обработанную реагентами пульпу на пенный слой и проводят пенную сепарацию.

Пример. Исследования проведены на примере алмазосодержащих кимберлитов 3-й обогатительной фабрики рудника "Мирный". Хвосты гравитации крупностью менее 2 мм обрабатывали аэрофлотом С₁₀-С₁₂ и мазутом при расходе 2 4 и 400 500 г/т соответственно; расход вспенивателя ОПСБ, подаваемого в объем камеры, составлял 80 100 г/т. В качестве технологической воды использовали осветленную воду из хвостохранилища, оборотную воду цикла пенной сепарации и внутрифабричную оборотную воду, общая минерализация которых составляла 1,0; 3,0; 6,0 и даже 10,5 г/л, соответственно. Указанные технологические воды подвергали электрохимической обработке в аппаратах, конструкции которых и режимы обработки составляет "ноу-хау".

Обработанную электрохимическим методом воду подавали в пенный сепаратор, затем подавали вспениватель ОПСБ в объем, после чего на пенный слой подавали обработанную реагентами пульпу.

Экспериментальные данные получены на одном и том же сырье при параллельной работе пенных сепараторов по способу пенной сепарации без использования электролизных газов; по способу прототипа с проведением пенной сепарации в присутствии электролизных газов, получаемых пропусканием постоянного тока через электроды, смонтированные в камеру сепаратора; по заявленному способу с проведением пенной сепарации в условиях использования предварительно электрохимически обработанной технологической воды.

Сравнительные результаты осуществления пенной сепарации различными способами приведены в табл.1.

Из представленных в табл.1 результатов видно, что наиболее эффективная пенная сепарация в условиях заявленного способа, обеспечивающего повышение извлечения алмазов в пенный продукт, в сравнении с прототипом с 46,2 и 58,4 до 60,5 и 71% соответственно при использовании оборотной воды и осветленной воды из хвостохранилища.

В сравнении с действующим на фабрике режимом прирост извлечения в заявленном способе достигает 17% тогда как в прототипе 3,8%
Данные табл. 2 иллюстрируют изменение прироста алмазов в пенный продукт в зависимости от расхода электроэнергии на электрохимическую обработку технологической воды перед подачей ее в процесс пенной сепарации.

Из табл.2 видно, что уменьшение расхода электроэнергии при обработке за предел, принятый нами, т. е. с 0 0,45 до 0,13 кВт•ч/м³, прирост алмазов в пенный продукт снижается с 12,8 до 5,2% т. е. более чем в 2 раза (оп. 2 и 1).

Увеличение расхода электроэнергии более 1,5 кВт•ч/м³ нецелесообразно по экономическим соображениям, т.к. прирост извлечения алмазов составляет 0,1 0,2%
В ходе исследований установлено, что расход вспенивателя может быть уменьшен, более чем в 2 раза.

При проведении пенной сепарации в условиях прототипа наблюдается "зарастание" электродов шламами, поскольку процесс вели без обесшламливания пульпы.

Осуществление пенной сепарации по заявленному способу независимо от типа используемых технологических вод способствовало стабилизации процесса с получением довольно высокого извлечения, достигающего в отдельных случаях 90 - 93%

Использование: обогащение полезных ископаемых, флотация руд. Сущность изобретения: пульпу обрабатывают реагентами. Подают технологическую воду в пенный сепаратор. Подают вспениватель в объем. Подают обработанную пульпу в пенный слой. Проводят пенную сепарацию с использованием предварительно электрический обработанной технологической воды. Расход электроэнергии составляет от 0,5 до 1,5 кВт•ч/м³. 2 табл.

Способ обогащения алмазосодержащего сырья, включающий обработку пульпы реагентами, подачу технологической воды в пенный сепаратор, подачу вспенивателя в объем, подачу обработанной пульпы на пенный слой, пенную сепарацию в присутствии электролизных газов, отличающийся тем, что пенную сепарацию ведут с использованием предварительно электрохимически обработанной технологической воды при расходе электроэнергии от 0,5 до 1,5 кВт•ч/м³.