Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотации золотосодержащих и полиметаллических руд.
Известен способ обогащения руд флотационными методами, включающий дробление, измельчение исходной руды в присутствии воды с последующей обработкой реагентами с использованием собирателей (ксантогенаты, аэрофлоты) и вспенивателей (сосновое масло Т-66, Т-80) для получения коллективных полиметаллических концентратов при флотации руд, содержащих медь, свинец, цинк, или золотосодержащих концентратов при флотации золотых руд [Справочник по обогащению руд. Основные процессы. / Под ред. О.С.Богданова, 3-е изд., перераб. и доп., М., Недра, 1983, с.381]. Недостатком данного способа обогащения является сравнительно низкие показатели обогащения, в частности низкое извлечение полезных компонентов в концентрат при одновременном низком качестве концентрата. Это вызвано в первую очередь недостаточной адсорбцией молекул собирателя на поверхности зерен полезных компонентов и недостаточной силой взаимодействия комплекса полезных минеральных частиц - пузырек воздуха.
Известен способ обогащения руд флотационными методами, включающий дробление, измельчение исходной руды в присутствии воды с последующей обработкой реагентами с использованием собирателей, вспенивателей, а также реагентами-модификаторами и вспомогательными реагентами для получения коллективных полиметаллических концентратов при флотации руд, содержащих медь, свинец, цинк, или золотосодержащих концентратов при флотации золотых руд, причем в качестве собирателей используют бутиловый ксантогенат, в качестве вспенивателя - сосновое масло Т-80, в качестве модификатора - высокомолекулярные органические модификаторы (олигомеры и полимеры, например полиакриламид), принятый нами за прототип [Справочник по обогащению руд. Основные процессы. / Под ред. О.С.Богданова, 3-е изд., перераб. и доп., М., Недра, 1983, с.381].
Недостатком данного способа обогащения является сравнительно низкие показатели обогащения, в частности низкое извлечение полезных компонентов в концентрат при одновременном низком качестве концентрата и значительном содержании полезных компонентов в хвостах.
Задачей предлагаемого изобретения является разработка нового способа обогащения полиметаллических и золотосодержащих руд флотационными методами, повышающего извлечение полезных компонентов в концентрат, а также качество концентрата.
Техническим результатом предлагаемого решения является усиление взаимодействия между минеральным сульфидным комплексом (или минералами золота) и пузырьками воздуха, лучшее диспергирование пузырьков между минеральными частицами, лучшее и избирательное закрепление сульфидных минеральных частиц или минералов золота к пузырькам воздуха и вынос их в пенный продукт, что повышает извлечение полезных компонентов в концентрат и улучшает качество концентрата.
Технический результат достигается заявляемым способом обогащения полиметаллических и золотосодержащих руд флотационными методами, включающим дробление, измельчение исходной руды в присутствии воды с последующей обработкой реагентами с использованием собирателей, вспенивателей, а также реагентами-модификаторами и вспомогательными реагентами для получения коллективных полиметаллических концентратов при флотации руд, содержащих медь, свинец, цинк, или золотосодержащих концентратов при флотации золотосодержащих руд, при котором в качестве реагента, собирателя и модификатора используют 1-30% раствор четвертичных аммониевых солей формулы CnH2n+1-CH2-N+H2-СН3О-PH(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол».
Заявляемый способ подтверждается примерами конкретного выполнения.
Пример 1.
Способ обогащения полиметаллической руды по способу-аналогу.
Исходную руду полиметаллического месторождения, содержащую медь, цинк, свинец, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т. Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 1.
Пример 2.
Способ обогащения полиметаллической руды по способу-прототипу.
Исходную руду полиметаллического месторождения, содержащую медь, цинк, свинец, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т и полиакриламида 35 г/т. Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 2.
Пример 3.
Способ обогащения полиметаллической руды по заявляемому способу.
Исходную руду полиметаллического месторождения, содержащую медь, цинк, свинец, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т, реагента-собирателя и модификатора 100-125 г/т, в качестве которого используют 1-30% раствор четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-СН2-N+H2-СН3О-PH(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол» (ТУ 2411-025-54861661-2004, утверждены 21.08.2004, производитель ООО «ФОСФОРОС»). Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 3.
Результаты, приведенные в таблицах 1-3, показывают, что лучшие показатели обогащения при переработке полиметаллической руды получены при способе обогащения по заявляемому изобретению (таблица 3). При этом содержание меди в концентрате увеличилось с 8,16% по способу-аналогу и 9,37% по способу-прототипу до 9,88% по заявляемому способу. Выход коллективного концентрата возрос с 17,73% и 17,85% до 18,34% соответственно. Извлечение меди выросло с 76,96% и 88,97% до 96,38% соответственно. По содержанию свинца в концентрате наблюдается увеличение с 12,15% и 12,87% до 13,01% соответственно, при этом извлечение свинца в концентрат увеличилось с 84,15% и 89,74% до 93,2% соответственно. По содержанию цинка в концентрате наблюдается увеличение с 10,34% и 10,91% до 11,39% соответственно, при этом извлечение цинка в коллективный концентрат выросло с 82,95% и 88,12% до 94,52% соответственно.
Пример 4.
Способ обогащения золотосодержащей руды по способу-аналогу.
Исходную руду золотосодержащего месторождения, содержащую золото и серебро, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т. Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 4.
Пример 5.
Способ обогащения золотосодержащей руды по способу-прототипу.
Исходную руду золотосодержащего месторождения, содержащую золото и серебро, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т и полиакриламида 35 г/т. Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 5.
Пример 6.
Способ обогащения золотосодержащей руды по заявляемому способу.
Исходную руду золотосодержащего месторождения, содержащую золото и серебро, крупностью -350 мм дробят в 3 стадии до крупности -20 мм, измельчают в одну стадию с классификацией до крупности 70% класса -74 микрон и плотностью пульпы 30% по твердому, обогащают по схеме прямой коллективной флотации с получением коллективного концентрата с применением извести (рН пульпы во флотации 9-10), бутилового ксантогената 250 г/т, вспенивателя Т-80 - 150 г/т, реагента-собирателя и модификатора 100-125 г/т, в качестве которого используют 1-30% раствор четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-СН2-N+H2-СН3О-РН(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол» (ТУ 2411-025-54861661-2004, утверждены 21.08.2004, производитель ООО «ФОСФОРОС»). Расход реагентов осуществляют в оптимальном режиме, при котором достигается наивысшее извлечение и максимальное качество концентрата.
Результаты приведены в таблице 6.
Результаты, приведенные в таблицах 4-6, показывают, что лучшие показатели обогащения при переработке золотосодержащей руды получены при способе обогащения по заявляемому изобретению (таблица 6). При этом содержание золота в концентрате увеличилось с 83 г/т по способу-аналогу и 88 г/т по способу-прототипу до 91 г/т по заявляемому способу. Выход золотосодержащего концентрата возрос с 6,17% и 6,93% до 7,14% соответственно. Извлечение золота выросло с 71,13% и 84,7% до 90,24% соответственно. По содержанию серебра в концентрате наблюдается увеличение с 240 г/т и 268 г/т до 290 г/т соответственно, пи этом извлечение серебра в концентрат увеличилось с 67,93% и 85,19% до 94,98% соответственно.
Заявляемая концентрация - 1-30% - раствора четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-СН2-N+H2-СН3О-PH(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол» является оптимальной, поскольку снижение ее менее 1% стабилизирует показатели обогащения руд на уровне аналога и прототипа, а повышение более 30% не приводит к повышению показателей обогащения в заявляемом способе, в частности извлечения и качества концентратов (таблицы 7 и 8).
Прямая подача в пульпу четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-CH2-N+H2-СН3O-PH(O)OCH3, где n=9-18, также оставляет показатели обогащения на уровне аналога и прототипа за счет неудовлетворительного диспергирования четвертичных аммониевых солей в жидкой фазе пульпы и, следовательно, неудовлетворительного закрепления молекул собирателей на поверхности минеральных сульфидных и золотосодержащих частиц. Технический результат достигается только при использовании 1-30% раствора четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-СН2-N+H2-СН3О-PH(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол».
Предварительное растворение указанных четвертичных аммониевых солей в органическом растворителе «Топлинол» позволяет активизировать поверхность частиц сульфидных минералов и минералов золота для более прочного закрепления к пузырькам воздуха и выносу минералов полезных компонентов в пенный продукт и далее в концентрат.
Таким образом, заявляемый способ обогащения руд, в котором при флотации в качестве реагента-собирателя и модификатора используют 1-30% раствор четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1-СН2-N+Н2-СН3О-PH(O)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол», позволяет существенно повысить извлечение и качество коллективного полиметаллического концентрата при флотации полиметаллических руд, а также золотосодержащего концентрата по содержанию золота и серебра при одновременном повышении извлечения при флотации золотосодержащих руд.
При этом при флотации полиметаллических и золотосодержащих руд существенно повышаются выходы коллективного и золотосодержащего концентратов.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД С ПОВЫШЕННОЙ СОРБЦИОННОЙ СПОСОБНОСТЬЮ | 2017 |
|
RU2648402C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2005 |
|
RU2280509C1 |
СПОСОБ ПОВЫШЕНИЯ КОНТРАСТНОСТИ ПОВЕРХНОСТНЫХ СВОЙСТВ СУЛЬФИДНЫХ МИНЕРАЛОВ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2013 |
|
RU2542072C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ | 2012 |
|
RU2480290C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ И ОКИСЛЕННЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2007 |
|
RU2355477C2 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ПРОДУКТОВ | 2006 |
|
RU2314165C2 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ МЕДНО-ПИРИТНЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 1994 |
|
RU2071388C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ТЕХНОГЕННЫХ ПРОДУКТОВ И ПРИРОДНОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ | 2012 |
|
RU2498862C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦВЕТНЫХ И БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ ОЛОВЯННЫХ РУД | 2022 |
|
RU2806381C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫЕ МИНЕРАЛЫ НИКЕЛЯ, МЕДИ И ЖЕЛЕЗА | 2015 |
|
RU2613687C1 |
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотации золотосодержащих и полиметаллических руд. Позволяет повысить извлечение и качество коллективного полиметаллического концентрата при флотации полиметаллических руд, а также золотосодержащего концентрата по содержанию золота и серебра при одновременном повышении извлечения при флотации золотосодержащих руд. Способ включает дробление, измельчение исходной руды в присутствии воды с последующей обработкой реагентами с использованием собирателей, вспенивателей, модификаторов. В качестве реагента собирателя и модификатора используют 1-30% раствор четвертичных аммониевых солей формулы СnН2n+1СН2-N+Н2-СН3О-РН(О)ОСН3, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол». 1 з.п. ф-лы, 8 табл.
Справочник по обогащению руд | |||
Основные процессы | |||
/ Под ред | |||
О.С.Богданова | |||
- М.: Недра, 1983, с.381 | |||
Способ обратной флотации железных руд | 1986 |
|
SU1411043A1 |
Способ обогащения железных руд | 1985 |
|
SU1269846A1 |
Способ обратной флотации железных руд | 1984 |
|
SU1207498A1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2005 |
|
RU2280509C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ УГЛЕЙ | 1991 |
|
RU2019301C1 |
Авторы
Даты
2008-08-20—Публикация
2006-11-07—Подача