яться к нужным минеральным образцам ри относительном исключении из этого роцесса других присутствующих образов; 2) оставаться прикрепленными в турбу- ентном потоке или при сдвиговых апряжениях, обусловленных процессом енной флотации; 3) придавать нужным образцам достаточную гидрофобность, позвояющую достигнуть требуемой степени разделения.
В дополнение к коллекторам используют ряд других химических реагентов. Приерами типор дополнительных используемых реагентов являются вспени- ватели, депрессанты, регуляторы рН, такие, как известь,-и сода, диспергаторы и различные промоторы и активаторы. Депрессанты используют для увеличения-или .усиления гидрофильное™ различных минеральных образцов и подавления, таким образом, их флотации. Вспениватели представляют собой реагенты, добавляемые, к флотационным системам, чтобы ускорить создание, полустабильной пены. В отличие как от депрессантов, так и от коллекторов, вспенива- телям нет нужды присоединяться или адсорбироваться на минеральных частицах.
Пенная флотация широко вошла в практику добывающей промышленности, по крайней мере, с начала/двадцатого столетия. Было найдено много соединений, которые могут быть использованы.в качестве коллекторов, вспенивателей и других реагентов в пенной флотации.- Ксантогенаты, простые алкмламины, алкилсульфаты, алкилсульфо- наты, карбоновые кислоты и жирные кисло- ти, например, обычно используют в качестве коллекторов. Реагенты, используемые в качестве вспенивателей, включают низкомолекулярные спирты, такие,.как м§- тилизобутилкарбинол.и простые эфиры эти- ленгликоля. Специфические добавки, используемые в отдельных операциях фло- ации, выбирают в соответствии с природой, руды, условиями, при которых будет проте- кат флотация; типом минерала, который подлежит извлечению, и другими добавками, которые должны быть использованы в сочетании с ними. ..
Хотя специалисты признают, что имеется много химических реагентов, пригодных для прс-аедения ценной флотации, также признается,- что эффективность известных реагентов сильно изменяются в зависимости от конкретной руды или руд, которые подвергают- флоации, а также от условий проведения флотации. Кроме того, признано, что селективность, или способность к селективному флотированию нужных образцов, исключая при этом ненужные образцы, является особой.проблемой.
Минералы и связанные с ними руды классифицируют, как правило, как сульфиды или оксиды, причем в последнюю группу включают карбонаты, гидроксиды, сульфаты и силикаты. Хотя большая доля существую- щих сегодня минералов содержится в оксидных рудах, основная масса эффективных
0 систем пенной флотации связана с сульфидными рудйми. Признается, что флотация оксидных минералов является существенно более трудной операцией, чем флотация сульфидных минералов, и эффективность
5 большинства .флотационных процессов извлечения оксидных руд ограничена-.
Главной проблемой, связанной с извлечением минералов, как окисл.ов, так и сульфидов, является селективно-.сть.
0 Обнаружено, что некоторые из признанных коллекторов, такие, как карбоновые кислоты, алкилсульфаты иалкилсульфонаты, кото..-. ры.е обсуждались выше, являются эффективными коллекторами для оксидных
5 минеральных руд. Несомненно, существующие коллекторы, как известно, пригодны для флотации сульфидов. Однако, хотя использование этих коллекторов может в результате привести к приемлему
0 извлечению, признано,, что селективность- по нужным ценным минералам может быть не столь высока, как бы этого хотелось, а в случае флотации оксидов она обычно довольно плохая. То есть, чистота и процент5 ное содержание нужного минерала, содержащегося в извлеченном минерале, неприемлемо низки.
На.иболее близ.ким техническим решением к изобретению является способ извле0. чения ценных минералов из измельченных смешанных силикатных руд, содержащих, медь, железо, корунд, титан; апатит, включающий обработку руды депрессором силикатных минералов, коллектором и флотацию
5 ценных минералов.. ,
Недостатком этого способа я вляется недостаточно высокие технологические показатели процесса.
Таким образом, сохраняется необходи0 мость в методах повышения селективности при флотации как сульфидных, так и.оксид-, ных руд.
Изобретение представляет собой способ извлечения ценных минералов путем
5 пенной флотации, отличающийся тем, что конкретную руду, содержащую кремнезем или кремнистую рудную породу и находящуюся в виде водной суспензии, подвергают пенной флотации при условиях, таких, что минералы, которые подлежат извлечению,
флотируют, в то время как флотация кремнезема или кремнистой рудной породы подавляется путем использования эффективного количества гидроксисодер- жащего соединения, выбранного из группы, включающей в себя этаноламин, пропаноламин, бутаноламин, молочную кислоту,гликолевую кислоту, бета-гидрокси- 1-пропансульфоновую кислоту, этиленгли- коль, диэтиленгликоль, пропиленгликоль, дипропиленгликоль,. глицерин, тригидрок- сибензойную кислоту, гироксибензойную кислоту, бутиленгликоль, дибутиленгли- коль, диэтаноламин, дипропа ноламин, трипропаноламин, триэтаноламин и простые сахара, такие, как сахароза, глюкоза и декстроза, и их смеси. Кроме того, в процессе пенной флотации по настоящему изобретению используют коллекторы, вспениватели и другие известные флотирующие реагенты.
Повышение селективности означает, что суммарное количество извлеченного минерала и/или чистота извлеченного минерала возрастают, в то время как количество неизвлеченного, т.е. оставшегося в водной фазе, кремнезема или кремнистой рудной породы также .увеличивается; Таким образом, с помощью способа, описываемого в данном изобретении, возрастает способность отделять кремнезем и/или кремнистую рудную породу от нужных ценных минералов. То еоть подавляется тенденция кремнезема или кремнистой рудной породы к флотации.
Флотационный способ по изобретению пригоден для извлечения различных минералов, включая оксидные минералы, методом пенной флотации.
Флотационный способ по изобретению пригоден для извлечения ценных минералов из целого ряда руд. Руда здесь относится к минералу, поскольку ее извлекают из земли и она включает минералсодержэщие образцы, перемешанные с рудной породой.. Под рудной породой подразумевают такие материалы, которые являются малоценными или не обладают никакой ценностью и которые необходимо отделить от ценных минералов. В настоящем изобретении рудная порода, в частности, включает кремнеземистые Matepnanbi.
Как общепризнано специалистами, различные типыколлекторов эффективны с различными типами руд. Было обнаружено, что определенные анионные коллекторы, описанные ниже и пригодные для использования в настоящем изобретении, обладают поразительной эффективностью при флотации оксидных руд. Оксидные материалы, которые могут быть обработаны по способу, описываемому в настоящем изобретении, включают карбонаты, сульфаты и силикаты, а также оксиды. В дополнение к их эффек- 5 т шности при флотации оксидных руд было также обнаружено, что анионные коллекторы при способе флотации по настоящему изобретению также эффективны приофлота- ции сульфидных руд и смешанных оксидносульфидных руд.
Неограничивающие примеры оксидных руд, которые могут быть флотированы способом, описываемым в настоящем изобретении., предпочтительно включают оксиды
5 железа, оксиды никеля, оксиды фосфора, оксиды меди и оксиды титана. Другие типы кислородсодержащих минералов, которые могут быть флотированы, используя способ, описываемый в настоящем изобретении,
0 включают карбонаты, такие как кальцит или доломит, и гидроксиды такие, как боксит.
Предлагаемый способ с использованием описанных ниже анионных коллекторов пригоден также при флотации различных
5 сульфидных руд. Неогрианичивающие примеры сульфидных руд, которые могут быть флотированы способом, описываемым в настоящем изобретении, включают руды, содержащие халькопирит, халькозин, галенит,
0 пирит, сфалерит и пентландит.
Благородные металлы, такие как золото и серебро, и металлы платиновой группы, где в металлы платиновой группы входят платина, рутений, родий, палладий, осмий и
.5 иридий,, также могут быть извлечены с помощью способа по настоящему изобретению. Например, такие металлы находят иногда связанными с оксидными и/или Сульфидными рудами. Например, платину
0 иногда находят связанной с троилитом. Способом, являющимся предметом настоящего изобретения, такие металлы могут быть извлечены с хорошим выходом.
Неограничивающие примеры оксидных
5 руд, которые могут быть подвергнуты пенной флотации с использованием предлагаемого способа включают касситерит, гематит, куприт, валлерит, кальцит, тальк, ;каолин, апатит, доломит, боксит, шпинель,
0 корунд, латерит, азурит, рутил1 магнетит, ко- ламбит, ильменит, смитсонит, англезит, шеелит, хромит, церуссит, пиролюзит, малахит, хризоколл, цинкит, массикот, бик- сбиит-, анатес, брукит, тунгстит, уранинит,
5 гаммит, брусит, манганит, псиломелан, ге- нит, лимонит, хризоберилл, микролит, танталит и самарскит. Специалисты признают, что способ пенной флотации, являющийся предметом настоящего изобретения, будет . полезен при переработке дополнительных
руд, включающих .оксидные руды, где оксид, как полагают, включает карбонаты, гидро- ксиды, сульфаты и силикаты, а также оксидные и сульфидные руды.
Руды, для которых пригоден способ по настоящему изобретению с использованием анионных тиоловых коллекторов, включает сульфидные минеральные руды, содержащие цинк, медь, молибден, кобальт, никель, свинец, мышьяк, серебро, хром, золото, платину, уран и их смеси. Примеры металлсодержащих сульфидных минералов, .которые могут быть сконцентрированы методом пенной флотации с использованием композиции и способа, описываемым в настоящем изобретении, включают медьсодержащие минералы, такие как ковеллит (CuS), халькопирит (CuFe2). халькозин (Cu 2-S), борнит (СибРеЗ/О.валлерит (CuaFe S) или СизРе С), тетраэдрит (CusSbSa), энаргит (Cu3(AS2Sb)Sn), теннан- тит (Cui2As4Si3), куба кит (Cu2SFe4S5), бро- чантит . (Си4(ОН)б504), антлерит (Сиз504(ОН)4), фаматинит (Сиз(ЗЬАз)5п) и бурнонит (PbCuSbSs); свинецсодержащие минералы такие, как галенит (PbS), сурьму- содержащие минералы такие, как стибнит (SbsSs), цинксодержащие минералы, такие, как сфалерит (ZnS); серебросодержащие минералы такие, как стефанит (AgsSbS4) иар- гентит (Ag2S); хромсодержащие минералы, такие как добрнелит (FeSCrSs), никельсо- держащие минералы, такие как пентландит ((FeNOgSs), молибденсодержащие минералы, такие как молибденит (MoS2J и платину- и палладийсодержащие минералы, такие как куперит, (Pt(AsS)2). Предпочтительные металлсодержащие сульфидные минералы включают молибденит (MoSa), сфёлерит (ZnS), борнит (CusFeS4) и пентланд ит ((FeNOsSs), халькопирит (СиFe$2) халькозин (GU2S), галенит (PbS).
Сульфидированные металлсодержащие оксидные минералы представляют собой минералы, которые обрабатывают сульфи- дирующими реагентами, чтобы получить минералы с характеристиками сульфидных минералов. Обработанные таким образом минералы могут быть затем извлечены пенной флотациейсприменением коллекторов, которые извлекают сульфидные минералы. Сульфидирование приводит к оксидным минералам, обладающим характеристиками сульфидных минералов. Оксидные минералы сульфидируют обработкой их соединени- ями, которые взаимодействуют с минералами, образуя связь с серой или сродство. Такие методы хорошо известны в данной области. Эти соединения включают гидросульфид натрия, серную кислоту и соответствующие серусодержащие соли, такие как сульфид натрия.
Сульфидированные металлсодержащие оксидные минералы и оксидные минералы,
для которых пригоден данный способе применением тиоловых коллекторов, описанных ниже, включают оксидные минералы, содержащие медь, алюминий, железо, титан, магний, хром, вольфрам, молибден,
марганец, олово, уран и их смеси. Примеры металлсодержащих минералов, которые могут быть сульфидированы с помощью метода пенной флотации с использованием описанных ниже тиоловых коллекторов,
включают медьсодержащие минералы, такие как малахит (Си2(ОН)2СОз); азурит (Сиз(ОН2)2(СОз)2), курпит (Cu20), атакамит (Си2С1(ОН)з); тенорит (СиО); хризоколлу (СиЗЮз); алюминийсодержащие минералы,
такие как корунд; цинксодержащие минералы такие, как цинкит (ZnO) и смитсонит (ZnCOs); вольфрамсодержащие минералы, такие как вольфрамит (( FeaMn) W04 : ни- кельсодержащие минералы, такие как бунзенит (NiO); молибденсодержащие минералы, такие как вульфенит (РЬМо04) и повеллит (CaMoO/j). железосодержащие минералы, такие как гематит и магнетит; хромсодержащие минералы, такие как хромит
(РеОСг20з); железо- и титансодержащие минералы, такие как ильменит; магний-и алюминийсодержащие минералы, такие как шпинель; титансодержащие минералы, такие как рутил; марганецсодержащие минералы, такие как пиролюзит; оловосодержащие руды; минералы, такие как касситерит; и урансодержащие минералы, такие как уранинит, урановая смолка (U205(U30s)) и гаммит (иОзпН20).
Другие металсодержащие минералы, для которых в данном способе можно использовать тиоловые коллекторы, включают золотосодержащие минералы, такие как сильванит (AuAgTe2). и калаверит (AuTe),
платину-и палладийсодержащие минералы, такие как сперрилит (PtAs2), серебросодержащие минералы, такие как гессит (АдТе2). Также включают металлы, которые встречаются в металлическом состоянии, например золото, серебро и медь.
В предпочтительном варианте данного изобретения извлекают медьсодержащие сульфидные минералы, никельсодержащие сульфидные минералы, свинецсодержащие
сульфидные минералы, цинксодержащие сульфидные минералы или молибденсодержащие сульфидные минералы. В более предпочтительном варианте извлекают медьсодержащий сульфидный минерал.
Руды не всегда существуют чисто как ксидные руды или как сульфидные руды. эуды, встречающиеся в природе, могут ключать как серусодержащие, так и кисло- одсодержащие минералы, а также в неко- орых случаях, благородные металлы. Металлы могут быть извлечены из оксидов, виденных в таких рудах, с помощью спосо- а по настоящему изобретению. Это может ыть осуществлено путем двухстадийнрй дотацией, где одна стадия включает обыч- ую сульфидную флоацию, чтобы извлечь начала сульфидные минералы, а другая тадия флотации использует способ, описы- аемый в настоящем изобретении, с ис- юльзованием упомянутых ниже анионных оллекторов для извлечения, главным обра- ом, оксидных минералов. С помощью пред- агаемого способа, с другой стороны, могут ыть одновременно извлечены различные ипы минералов.
В дополнение к флотации руд, встреча- ощихся в природе, предлагаемый флотаци- нный способ пригоден для флотации ксидов и сульфидов из других источников. Чапример, отходы от различных процессов, аких как классификация в тяжелой суспен- ии, магнитная операция, металлообработ- а и переработка нефти, часто содержат ксиды и/или сульфиды, которые могут быть влечены с использованием флотационно- о способа, являющегося предметом настоящего изобретения.
В предлагаемом способе может использоваться широкий ряд анионных коллекторов. Ани онный участок анионного коллектора предпочтительно является производным карбоновой, сульфоновой, серной, фосфорной или фосфоновой кислот. Анионный коллектор является также гидрофобным. Его гидрофобность обусловлена насыщенным или ненасыщенным углеводородным или насыщенным или ненасыщенным замещенным углеводородным остатком.
Примеры подходящих углеводородных остатков включают нормальные или разветвленные алкильные, арилалкильные и алки- ларильные группы. Неограничивающие примеры заместителей для углеводородной группы включают алкоксигруппу, простую эфирную группу, аминогруппу, гидроксиг- руппуи карбоксигруппу. Когда углеводородный остаток является ненасыщенным, то он предпочтительно представляет собой радикал этиленового типа. Следует также признать, что анионные детергенты могут быть смесью соединений.
Анионный коллектор может быть использован в форме кислоты или в форме
соли, в зависвимости от его растворимости в условиях проведения процесса. Подходящая форма анионного коллектора будет изменяться в зависимости от конкретного 5 используемого коллектора и других условий процесса флотации. Специалисты признают, что некоторые из анионных коллекторов, которые пригодны для использования в настоящем изобретении, будут растворимы
0 в форме кислоты при условиях применения, и то время как другие будут растворимы в форме соли. Например, олеиновую кислоту используют предпочтительно в форме кис- лоты,-,а насыщенные карбоновые кислоты
5 предпочтительно применяют в форме соли. Когда анионные коллекторы по настоящему изобретению используют в форме соли, то противоир ном может быть ион кальция, ион магния, ион натрия, ион калия или ион ам0 мония. Как обсуждается выше, выбор подходящего противоиона зависит от конкретного используемого анионного коллектора и его растворимости-. Обычно предпочитают, чтобы противоионом был ион
5 натрия, ион калия или ион аммония.
Неограничивающие примеры подходящих анионных коллекторов включают лино- леновую, олеиновую, лауриновую, линолевую, октановую, капроновую, мири0 стиновую, пальмитиновую, стеариновую, арахидоновую, бегеновую кислоты, 2-наф- талинсульфокислоту, лаурилсульфат натрия, стеарат натрия, натрий додекансульфоновую кислоту, гексадецил5 сульфокислоту, додецилсульфат натрия, до- децилфосфат,хлора н гидрид
додецилфосфоновой кислоты, 2-нафтойную кислоту, пимелиновую кислоту кислоту и до- децилбензолсульфонат и их смеси.
0 Предпочтительные анионные коллекторы включают производные карбоновых и сульфоновых кислот. В случае анионных детергентов, являющихся производными карбоновых кислот предпочитают
5 ненасыщенные кислоты, такие как олеиновая, линолевая, линоленовая кислоты или их смеси. Примерами смесей таких карбоновых кислот я.вляются талловое масло и кокосовое масло.
0 .Когда анионный коллектор представляет собой производные сульфоновых кислот, предпочитают использовать алкил- или алкил-арилсульфокислоты. Примерами предпочтительных образцов являются додецил5 бензолсульфокислота, додецилсульфокислота, алкилированная дифенилоксидмоносульфокис- лотаиихсоли.
Тиоловые коллекторы, описываемые в настоящем изобретении, представляют собой соединения, выбираемые из группы.
включающей тиокарбонаты, тионокарбама- ты, тиокарбанилиды, тиофосфаты, тиофос- финаты, меркаптены, ксантогенформиаты, сложные эфиры ксантогеновой кислоты и их смеси.5
Предпочтительными тиокарбонатами являются алкилтиокарбонаты, представляемые структурной формулой
Z
. . и+
R -Z -C-S -M ,
где R - независимо представляет собой С1-20, предпочтительно С2-16, более пред- почтительно Сз-12-алкильную группу;
Z1 и Z2 независимо являются атомом серы или атомом кислорода;
М+ представляет собой катион щелочного металла.
Соединения, представляемые этой формулой, включают алкилтиокарбонаты (как Z , так и Z являются кислородом), алкилди- тиокарбонаты(Z1является кислородом,a Z2 - серой) и алкилтритиокарбонаты (как Z1 так и Z представляют собой серу).
Примерами предпочтительных алкилмо- нотиокарбонатов являются этилмонотио- карбонат натрия, изопропилмонотиокарбонат натрия, изобутилмонотиокарбонат натрия, амилмонотиокарбонат натрия, этилмонотио- карбонат калия, изопропилмонотиокарбонат калия, изобутилмонотиокарбонат калия, и амилмонотиокарбонат калия. Предпочтительными алкилдитиокарбонатами являются этилдитиокарбонат калия, этилдитиокарбо- нат натрия, амилдитиокарбонат калия, амилдитиокар бонат натрия,изопропилдити- окарбонат калия, изопропипдитиокарбонат натрия, втор-бутилдитиокарбонат натрия, втор-бутилдитиокарбонат калия, изобутилдй- тиокарбонат натрия, изобутилдитиокарбонат калия и им подобные. Примерами алкилтрити- окарбонатов являются изобутилтритиокарбонзт натрия и изобутилтритиокарбонат калия. Часто предпочитают использовать смесь алкилмоно- тиокарбоната, алкилдитиокарбоната.
Предпочтительные тионокарбаматы соответствуют формуле с
и
.C-Y,
f
где каждый R независимо представляет собой Сью, предпочтительно - С 1-4, более предпочтительно - Ci-з алкильную группу; Y является или -OR3, где R3 представляет собой Сью, предпочтительно С2- 6- более предпочтительно Сз-4 алкильную группу:
0
5
0
5
0 5 0 5
0
5
а 1 или 1 b 0 или 1, где а + b должно быть равно 2.
Предпочтительными тионокарбамата- ми являются диалкилдитиокарбаматы (а 2, b 0 и Y является S M4) и алкилтионокарба- маты (а 1, b 1 и Y является -OR3). Примерами предпочтительных диалкилди- тиокарбаматов являются метилбутилдитио- карбамат, метилизобутилдитиокарбамат, метил-втор-бутил-дитиокарбамат, метилп- ропилдитиокарбамат, метилизопропилди- тиокарбамат, этилбутилдитиокарбамат, этилизобутилдитиокарбамат, этил-втор-бу- тилдитиокарбамат, этилпропилдитиокарба- мат и этилизопропилдитиокарбамат. Примерами предпочтительных алкилтионо- карбаматов являются -метилбутилтионо- карбамат, -метил изобутилтионокарбамат, метил-втор-бутилтионока рба мат, -метил п ро- пилитионокарбамат, -метилизопропилтирно- ка рба мат, N-этилбутилтионокарбамат, N-этилизобутилтионокарбамат, N-этил-втор- бутилтионокарбамйт, N-этилпропилтионо- карбамат и N-этилизопропилтионокарбамат. Из вышеприведенных наиболее предпочтительными являются N-этилизопропилтионокарбамат и N-этилизобутилтионокарбамат,
Используемые здесь тиофосфаты обычно соответствуют формуле
Х - . / P-Z-M + ,
где каждый R4 независимо представляет собой водород или Сью алкил, предпочтительно С2-8 алкил, или арил, предпочтительно арильную группу, содержащую 6-10 атомов углерода, более предпочтительно крезил;
Z является кислородом или серой;
М+ представляет собой катион щелочного металла.
Тиофосфатами, которые используют предпочтительно, являются моноалкилди- тиофосфаты (один R является водородом, а другой R4 представляет собой Сыо алкил и Z является серой), диалкилдитиофосфа- ты (оба R4 представляют собой Сыо алкил и Z является серой) и диалкилмонотиофосфат (оба R4 представляют собой Сыо алкил и Z является кислородом).
Примерами предпочтительных моноал- килдитиофосфатов являются этилдитио- фосфат,пропилдитиофосфат,
изопропилдитиофосфат, бутилдитиофос- фат, втор-бутилдитиофосфат и изобутилди- тиофосфат. Примерами диалкил- или арилдитиофосфатов являются диэтилдитио- фосфат натрия, ди-втор-бутилдитиофосфат
атрия, диизобутилдитиофосфат натрия и (иизоамилдитиофосфат натрия. Предпочти- ельными монотиофосфатами являются ди- тилмонотиофосфатнатрия,
1и-втор-бутилмонотиофосфат натрия, дии- юбутилмонотиофосфат натрия и диизоа- лилмонотиофосфат натрия.
Тиокарбанилиды (диалкилтиомочеви- 1ы) представляют с помощью общей струк- урной формулы
Н
( SJ
де каждый R по отдельности является водородом или Ci-e углеводородным радикалом . предпочтительно d-з глеводородным радикалом.
Тиофрсфинаты представляют с помощью общей структурной формулы
А-
VM.
где обозначение М+ дано ранее; каждый R6 независимо представляет собой алкильную или арильную группу, преимущественно - элкильную группу, имеющую от 1 до 12, более предпочтительно-алкильную группу, имеющую от 1 до 8 атомов углерода. Наиболее предпочтительно, когда каждый
6 является изобутилом.
Меркаптановые коллекторы предпочтиельно являются алкилмеркаптанами, представляемыми общей структурной формулой
R7-S-H,
где R7 представляет собой алкильную группу, предпочтительно - алкильную группу, имеющую по крайней мере 10, более предпочтительно от 10 - до 16 атомов углерода. Ксантогенформиаты представляют с по- иощью общей структурной формулы
R - О. - CN
S - 1
где R8 представляет собой алкильную группу, имеющую от 1 до 7, предпочтительно от 2 до 6 атомов углерода;
R11 является алкильной группой, имеющей 1-6, предпочтительно 2-4, более предпочтительно 2 или 3 атомов углерода.
Сложные эфиры ксантогенновой кисло- ы являются предпочтительно соединения- ии, описываемыми следующей общей структурной формулой
R1°-0-C
Ч5-Т
,10.
где R представляет собой алкильную группу;
11 R является алкильной группой,имеющей от 1 до 7 атомов углерода.
0 Предпочтительными тиоловыми соеди- нениями, используемыми в качестве коллектора, являются тиокарбонаты, тионокарбаматы и тиофосфаты, благодаря удивительно высокому извлечению и селек5 тивности по отношению к ценным минералам, которые могут быть достигнуты.
Описанные выше тиоловые коллекторы особенно пригодны для флотации сульфидных минералов или сульфидированных ок0 сидных минералов. Другие описанные выше анионные коллекторы пригодны для флотации опеделенных сульфидных минералов, однако эффективны также при флотации оксидных минералов.
5 Гидроксисодержащие соединения, пригодные для использования в предлагаемом способе, включают соединения, содержа- .щие по крайней мере одну гидроксильную группу. Это гидроксисодержащее соедине0 ние выбирают с тем, чтобы оно не вызвало существенного пенообразования при усло- виях его использования. В изобретении не- пенообразующими соединениями являются вещества, .которые вызывают минимальное
5 пенообразование в условиях использования. Общепризнано, если взять простые гидроксисодержащие соединения, такие как спирты, то их вспенивающая способность, как правило,увеличивается с числом
0 углеродных атомов в спирте вплоть до приблизительно шести или семи. Когда число атомов углерода достигает этого значения, эффективность спирта как пенообразователя падает. Таким образом, при некоторых
5 условиях использования одноатомные спирты, такие как октанол, нонанол, дека- нол, ундеканол и додеканол, могут применяться как непенообразующие гидроксисодержащие соединения. Иссле0 дования флоации в лабораторных условиях с использованием относительно чистой во.- ды показали, что эти спирты могут не вызывать пенообразовайия и пригодны для использования в способе по настоящему
5 изобретению. Однако, на практике эти спирты очень-часто характеризуются существенным ренообразованием так, что их ис- пользованиенеявляется
предпочтительным.
Гидроксйсодержащие соединения, пригодные для использования в предлагаемом способе, включают этаноламин, пропаноламин, бутанолами, молочную кислоту, гликолевую кислоту, бета-гидроксиЧ- пропансульфокислоту, этилен гликоль, диэтиленгликоль, пропиленгликоль, дйпро- пиленгликоль, глицерин, тригидроксибен- зойную кислоту, гидроксибензойную: кислту, бутиленгликоль, дибутиленгликоль, диэтаноламин, дипропаноламин,трипропа- ноламин, триэтаноламин и простые сахара, такие как сахарозу, глюкозу и декстрозу.
В более предпочтительным варианте гидроксисодержащее соединение представляет собой алканоламин, а даже более предпочтительно - более низкомолёкуляр- ный алканоламин. Неограничивающими примерами более низкомолекулярных алка- ноламинов, пригодных для использования в способе по настоящему изобретению, являются этаноламин, пропаноламин, бутанола- мин, диэтаноламин, дипропаноламин, трипропаноламин, триэтаноламин и их смеси; : .- : : . - .
Алканоламины, пригодные для использования в способе по настоящему изобретению, выпускаются в промышленном масштабе. Как признают специалисты, про- мышленно выпускаемые алканоламины будут иметь изменяющуюся степень чистоты. Например, диэтаноламин может содержать .меняющиеся количества этаноламина и/или триэтаноламина. Такие алканоламины подходят для использования в способе по настоящему изобретению.
Гидроксисодержащие соединения могут быть добавлены непосредственно во флотационную ванну или могут быть добавлены на стадии измельчения. Предпочтительное время добавления будет меняться в зависимости от конкретной руды, подлежащей флотации, присутствия других реагентов и используемой технологической системы. Гидрооксисодержащие соединения не смешивают с коллектором до введения их во флотационный процесс. Их предпочтительно добавляют в флотационную систему отдельно от коллектора. Их также предпочтительно добавляют .до введения коллектора. Например, гидрокси- содержащие соединения могут быть добавлены на стадии измельчения.
Коллектор может быть использован в любой концентрации, которая обеспечивает требуемое извлечение нужных ценных металлов. В частности, используемая концентрация зависит от .конкретного минерала, подлежащего извлечению, чистоты руды, подвергаемой процессу пенной флотации, и
требуемого качества минерала/который извлекают. Дополнительными факторами, которые следует учитывать при определении дозировочных уровней, являются величина
поверхностей площадки руды, подлежащей обработке. Известно, что чем меньше размер частиц, тем большее количество реагентов коллектора необходимо для достижения соответствующего извлечения и чистоты.
Предпочтительно, чтобы концентрация коллектора составляла по крайней мере около 0,001 кг/т, более предпочтительно по крайней мере около 0,005 кг/т. Предпочитают также, чтобы.суммарная концентрация коллектора не превышала приблизительно 5,0 кг/т, а более предпочтительно, чтобы она не превышала приблизительно 2,5 кг/т. Более предпочтительно, чтобы концентрация коллектора составляла по крайней мере около
0,005 кг/т и не превышала приблизительно 0,100 кг/т. Обычно предпочитают начинать работать в диапазоне более низких концентраций и постепенно повышают концентрацию с цель достижения оптимального
эффекта.
Концентрация гидроксисодержащих соединений, пригодных для использования в предлагаемом способе, предпочтительно составляет по крайней мере околоО,001 кг/т
и не превышает приблизительно 5,0 кг/т. Более предпочтительная концентрация составляет по крайней мере около 0,005 кг/т и не превышает приблизительно 0,500 кг/т. Обычно предпочитают начинать работать в
диапазоне более низких концентраций и постепенно увеличивают концентрацию для достижения оптимального эффекта. Это особенно важно, когда для флотации сульфидных минералов используют тиоловые
коллекторы, поскольку общая тенденция состоит в том, что избирательность повышается за счет полного извлечения.
При извлечении определенных минералов было обнаружено, что коллектор лучше
добавлять к флотационной системе поста- дийно. Под постадийным добавлением подразумевают1, что добавляют часть полной дозы коллектора, собирают вспененный концентрат, добавляют дополнительную
порцию коллектора и снова собирают вспененный концентрат. Такое постадийное добавление может быть повторено несколько раз для достижения оптимального извлечения и чистоты. Число стадий, на которых
добавляют коллектор, ограничивается лишь практическими и экономическими соображениями. Предпочтительно использовать не более шести стадий.
В дополнение к коллекторам и гидроксисодержащим соединениям, во Флотацион IOM процессе могут быть использованы др/гие обычные добавки, включая другие коллекторы. Примерами таких добавок яв- отся депрессанты и диспергаторы. Кроме
ля эт почтительно используются вспениватели
ix добавок, могут использоваться и пред-
Be
Ml
рь Cs ст
пениватели являются хорошо известны- веществзми. Неограничивающие приме- пригодных вспенивателей включают -8-спирты, хвойные масли, крезол ы, про-
,ieэфиры полипропиленгликолей с
-6-алкилами, дигидроксилаты полипропилёнгликолёй, гликолевые жирные кислоты, мша, алкиларлсульфонаты и их смеси.
Когда используют описываемые в на- стоящем изобретении анионные коллекторы, теоретически предполагают, что рН ипрает роль во флотационном процессе. При- (да анионных коллекторов связана с за1дными характеристиками конкретного сидного минерала, который подлежит из- ечению. Таким образом, рН играет важ- /ю роль в процессе пенной флотации по юбретению. Хотя это утверждение не свя- но с какой-либо конкретной теорией, гёДполагают, что анионный коллектор отсоединяется к оксиду по крайней мере стично, посредством взаимодействия за- рЬдов е поверхностью минерала. Таким образом, в предлагаемом способе необходимо поддерживать такой рН, при котором заряд оЧсидного минерала подходит для присоединения.
Во флотационной системе рН можно контролировать различными методами. Обычно реагентом, используемым для контроля рН, является известь. Однако в предлагаемом способе для регулирования рН предпочитают использовать такие реагента, как гидроксид калия, гидроксид натрия, i-арбонат натрия и другие реагенты с одно- 1элентными катионами. Можно использо- Е ать реагент с двухвалентными катионами, акие как гидроксид магния и гидроксид i альция, однако они не являются предпоч- т ительными, поскольку их применение в ре- |ультате приводит к необходимости спользовать большие дозы коллектора. ледует отметить, что, когда анионный кол- 1ектор является производным сульфоновой 1ли серной кислот, присутствие двухвален- ных и/или металлических катионов не яв- 1яется вредным фактором,
Следующие примеры иллюстрируют изобретение, причем их не следует интерп- эетировать, как ограничивающие каким-ли- о образом изобретение. Если не оговорено собо, все части и проценты являются весовыми.
В следующих примерах описана работа, выполненная в флотационной трубе Галлй- монда, также приведены результаты по фло- тации, полученные в лабораторных флотационных ваннах. Следует отметить, что флотация в трубе Галлимонда представляет собой простой способ проверки коллекторов, однако необязательно предсказывает успешное использование коллекторов в условиях реальной эксплуатации. Флотация в трубе Галлимонда не включает сдвиговые напряжения или перемешивание, присутствующие в реальной флотации, и не регистрирует влияния вспенивателей. Таким образом, коллектор должен быть эффективным при флотации, а коллектор, эффективный при флотации в трубе Галлимонда, необязательно будет эффективным в реальной флотации.Следует также отметить, что опыт показал, что дозы коллектора, требуемые для достижения удовлетворительного извлечения в трубе Галлимонда, часто существенно выше, чем дозы, требуемые при испытании в флотационной ванне. Таким образом, опыты в трубе Галлимонда не могут точно предсказать дозы, которые потребуются в реальной флота- дионной ванне.
Пример 1. Флотация малахита и кремнезема в трубе Галлимонда.
В данном примере влияния различных коллекторов на флотацию меди определяли, используя трубу Галлимонда. Приблизительно 1,1 г малахита (1), медного оксидного минерала, имеющего приблизительно формулу СиСОз(ОН)г или кремнезема (2) с размером частиц, лежащих приблизительно в диапазоне от -60 до +120 меш США, помещали в небольшую бутыль с приблизительно 20 мл деионизованной воды. Смесь встряхивали в течение 30 сек и затем декантировали водную фазу, содержащую некоторое количество суспендированных тонких твердых частиц, или шлама. Эту операцию по удалению шлама повторяли несколько раз.
Порцию деионизованной воды объемом 150 мл помещали в 250 мл стеклянный стакан. Затем добавляли 2,0 мл 0,10 М раствора нитрата калия в качестве буферного электролита. рН доводили до приблизительно 10,.0 добавлением 0,10 N HCI и/или 0,10 N NaOH. Затем добавляли 1,0 г минерала, освобожденного от шлама, вместе с деионизо- ванной водой, доводя общий объем до приблизительно.180 мл. Добавляли коллектор и гидроксисодержащее соединение, которые указаны ниже в табл. 1 применительно к различным опытам, и выдерживали при перемешивании в течение
15 мин. Регистрировали рН и по мере необходимости его регулирования.
Суспензиию переносили в трубу Галли- монда, сконструированную так, что к основанию 180 мл трубы была прикреплена полая игла. После добавления суспензии в трубу Галлимонда трубу через ее открытый конец вакуумировали в течение 10 мин под давлением 5 дюймовв (1.2,7 см рт.ст.). Этот вакуум позволял воздушным пузыоькам проникать в трубу через полую иглу, вставленную в основание трубы. Во время флота- .ции суспензию перемешивали с помощью магнитной мешалки, вращающейся со скоростью 200 об./мин.
Флотируемый и не.флотируемый материал отфильтровывают из суспензии и сушили в печи при 100°С. Каждую порцию взвешивали. После каждого опыта все оборудование промывали концентрированной HCI и прополаскивали 0,10 N NaOH и деио- низованной водой перед тем как приступить к следующему опыту.
Результаты, полученные с использованием вышеописанной методики и изменяющимся типом коллектора и гидроксисодержащего соединения, привет дены втабл, 1. Извлечение малахита и кремнезема показано, соответственно, как доля от исходного минерала, помещенного в трубу Галлимонда, которая была извлечена. Таким образом, извлечение в 1,00 указывает, что весь материал был извлечен. Следует отметить, что хотя извлечение меди и кремнезема указано,соответственно, для каждого опыта, эти данные, фактически, получены в двух раздельных экспериментах, сделанных при идентичных условиях. Следует далее отметить, что низкое извлечение кремнезема предполагает селективность rio меди. Величины, приводимые для извлечения меди, обычно верны с точностью ±0,03.
Данные из табл. 1 указывают на широкую эффективность предлагаемого способа в трубе Галлимонда. Они также указывают на то, что одно гидроксисодержащее соединение, вообще говоря, плохо функционирует в качестве коллектора.
Пример 2. Флоация хризоколлы и кремнезема в трубе Галлимонда.
Следуют методике, указанной в примере 1. но вместо малахита используют хризо- коллу. Кроме того, в ряде случаев используют различные коллекторы и гидро- ксисодержащие соединения. Полученные результаты представлены в табл. 2.
Данные из табл. 2 показывают общую эффективность предлагаемого способа при извлечении меди из хризоколлы при флотации в трубе Галлимонда с ограничениями,
рассмотренными ранее в примере 1. Данные опыта указывают, что использование гидроксисодержащего соединения и анионного детергента в результате приводит к
увеличению извлечения меди, снижению из- влечения кремнезема или к тому и другому одновременно, когда сравнивают с идентичными опытами, где использовали один из компонентов.
0 Пример 3. Флотация смешанной медной оксидной руды.
В данном примере изучали влияние различных коллекторов и гидроксисодержащих соединений на флотацию медной руды в ла5 бораторных флотационных ваннах. Готовили образцы медной руды из Центральной Африки каждый весом 500 г. Руда содержала около 76 вес. % малахита, а остаток был составляет из хризоколлы и халькозина.
0 Порцию руды весом 500 г измельчали с 257 г деионизованной воды в стержневой мельнице втечение 2 минту при скорости вращения приблизительно 60 об/мин.
Из полученной в результате суспензии
5 затем удаляли шлам. Суспензию помещали во флотационную ванну. Ванну наполняли водой, и рН суспензии доводили до 9,2 с помощью карбоната натрия, и затем перемешивали в течение 5 мни. Твердым веще0 ствам в ванне давали возможность осесть в течение 120 с, и затем декантировали водную фазу, содержащую тонко диспергированные твердые продукты. Эту операцию повторяли.4 раза. Такую лишенную шлама
5 суспензию использовали в опыте 8. В опытах 1-7 стадии удаления шлама опускали.
Суспензию переносили в 1500 мл флотационную ванну с мешалкой, снабженную автоматической системой выгрузки. Дово0 дили рН суспензии до 9,2 добавлением карбоната натрия/если это было неоходимо. Коллекторы и гидроксисодержащие соединения, указанные в табл.3 добавляли в суспензию раздельно в количествах,
5 приведенных в табл. 3, и после добавления каждого реагента суспензию выдерживали втечение 1 мин. Затем добавляли вспенива- тель, простой эфир .полигликоля, и суспензию выдерживали еще дополнительно 1
0 мин.
Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 150 об/мин, и подавали воздух со скоростью 4,5 л/мин. Образцы вспененного
5 концентрата отбирали с интервалами в 1,0 и 6,0 мин после начала подачи воздуха в ванну. Образцы из хвостов и концентрата сушили, взвешивали и измельчали для анализа. После измельчения их растворяли в кислоте, и с помощью плазменного спектроlerpa постоянного тока определяли содер- сание меди. Данные анализов использова- и для.определения доли извлечения и истоты продукта, применяя обычные брут- о-формулы соединений. Полученные дан- ые представлены втаблице 3.
Данные из табл. 3 показывают эффек- ивность предлагаемого способа в услови- х, приближающихся к условиям реальной лотации. Опыт 1, который не является при- тером изобретения, аппроксимирует суще- твующую промышленную .технологию. )пыты 3, 5, 7, которые являются примерами 13обретения, показывают эффективность пособа по настоящему изобретению и из- течения меди,
Пример 4. Флотация хризоколлбвой УДЫ.
Готовили ряд образцов, содержащих 00 г руды из Центральной Африки, Руда одержала свыше 90% хризоколлы, а остав- иуюся часть составляли дополнительные медные оксидные минералы и рудная порода. Образец весом 500 г измельчали с 257 г деионизованной воды в стержневой мель- ице в течение 6 минут при скорости враще- ия приблизительно 60 об/мин. Полученную в результате суспензию переюсили в 1500 мл флотационную ванну с вешалкой, снабженную автоматической си- темой выгрузки. Регулировали рН суспен- ии добавлением или карбоната натрия или HCI, рН природной руды в виде суспензии оставлял 7,8. После добавления гидрокси- одержащих соединений, как показано в абл. 4, суспензию выдерживали в течение мин. Затем добавляли коллектор с последующим дополнительным минутным конди- .ионированием. Добавляли вспениватель- тростой эфир полигликоля - в количестве 20 на 1 т сухой руды с последующим дополни- ельным минутным кондиционированием.
Содержимое флотационной ванны пе- емешивали при скорости вращения ме- иалки 1150 об/мин, и подавали воздух со коростыо 4,5 л/мин. Образцы вспененного онцентрата отбирали с интервалами в 1,0 i 6,0 мин после начала подачи воздуха. 06- азцы из концентратов и хвостов сушили, свешивали, измельчали для анализами рас- воряли в кислоте. Содержание меди опре- деляли с помощью плазменного пектрометра постоянного тока. Используя ,анные анализа, вычисляли долю извлечения и чистоту, исходя из обычных брутто- ормул соединений. Полученные )езультаты представлены в табл. 4.
Данные из табл. 4 показывают эффек- ивность коллекторной композиции по на- тоящему изобретению. Опыт 2
аппроксимирует существующую промышленную технологию.
Пример 5. Флотация оксидной1 рудьк
Готовили ряд 600 г образцов из желез нгй оксидной руды из Мичигана. Руда содержала смесь гематита, мартита, гетита и магнетита. Каждый 600 г образец измельчали вместе с 400 г деионизованной воды в стержневой мельнице в течение 10 мин при- скорости вращения около 60 об/мин. Полученную в .результате суспензию переносили в 3000 мл флотационную ванну с мешалкой, снабженную автоматической система. выгрузки. рН суспензии регулировали от естественного рН 7,3 до рН 8,5, используя карбонат натрия. Добавляли гид- роксисодержащее соединение, если его вообще использовали, и суспензию выдерживали в течение 1 мин. Следом добавляли коллектор с последующим дополнительным минутным кондиционированием. Затем добавляли вспениватель - простой эфир полигликоля в количестве, эквивалентном 40 г на 1 т сухой руды .с последующим другим минутным кондиционированием.
Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 900 об/мин, и подавали воздух со скоростью 9,0 л/мин. Образцы вспененного концентрата отбирали с интервалами в 1,0 и 6,0 мин после начала подачи воздуха. Образцы из вспененного концентрата и хвостов сушили, взвешивали и измельчали для анализа. Затем их растворяли в кислоте, и с помощью плазменного спектрометра постоянного тока определяли содержание железа. Используя данные анализа, рассчитывали долю извлечения и чистоту, исходя из обычных брутто-формул соединений. Результаты приведены в табл. 5.
Данные из табл. 5 показывают эффективность предлагаемого способа в достижении хорошего извлечения железа высокой
ЧИСТОТЫ.. е
Пример 6. Флотация медной оксидной руды мз Аризоны.
Готовили ряд образцов весом по 30 г из медной руды из Аризоны с размером частиц 60 меш. Следует отметить, что данная руда очень мелкодисперсна и очень трудно поддается флотации. Состав ценных компонентов руды был следующим: около 60% азурита (Сиз(СОз)(ОН)2), 35% малахита (Си2СОз(ОН)2) и 5% халькозина (CU2S). Каждый образец рудь измельчали с 15 г деионизованной. воды в стержневой мельнице (диаметром 2,5 дюйма с 0.5 дюймовыми стержнями, т.е. диаметром 6,35 см с 1,27 см стержнями) при 240 оборотах. Полученную
результате суспензию переносили в 200 л флотационную ванну.
Составляли рН суспензии на уровне есественного рН руды, равного 0,8, если не тмечено особо. После добавления гидро- 5 сисодержащего соединения, как показано табл. 6, суспензию выдерживали в течение 1 мин. Затем добавляли коллектор с.дополительным минутным кондиционировани-. м. Затем добавляли вспениватель - 10 простой эфир полигликоля в количестве, эквивалентном 0,050 г на 1 т сухой руды, и успензию выдерживали дополнительно в ечение 1 мин.
Содержимое флотационной ванны пе- 15 ремешиоали при скорости вращения мешалки 1800 об/мин, и подавали воздух со коростью 2,7 л/мин. Образцы вспененного концентрата отбирали обычной ручной лопатой с интервалами в 1,0 и 6,0 мин после 20 начала подачи воздуха в ванну. Образцы концентрата и хвостов сушили и анализировали, как описано в предыдущих примерах. Полученные результаты представлены в. таблице 6.25
Данные, приведенные в табл. 6, показывают эффективность коллекторной композиции по изобретению при флотации трудно флотируемой медной оксидной руды из Аризоны.30
Пример 7. Флотация смешанной оксидносульфидной медной руды.
Готовили ряд образцов весом по 30 г медной руды из Канады с размером частиц 10 меш, Состав ценных минералов в руде: 35 приблизительно 50% малахита (Си2СОз(ОН)2) и 50% халькопирита (CuFeS2). Каждый образец измельчали вместе с 15 г деионизованной воды в стержневой мельнице (диаметром 2,5 дюймов с 0,5 40 дюймовыми стержнями) при 1000 оборотах. Полученную в результате суспензию переносили в 300 мл флотационную ванну. Доводили рН суспензии до 9,0 добавлением карбоната натрия. Гидроксисодержащеесо- 45 единение,коллектор и вспениватель добавляли, как описано в предыдущих примерах. Флотационную: ячейку эксплуатировали, а образцы готовили и анализировали, .как описано в примере 6. Полученные результа- 50 ты представлены в табл. 7.
Данные из табл. 7 показывают эффективность предлагаемого способа при флотации смешанных медных оксидно- сульфидных руд..55
П р и м е р ,8. Флотация корунда.
Готовили ряд образцов весом 30 г из смеси корунда (А120з) и кремнезема (SI02) с размером частиц 10 меш. Каждый образец измельчали и переносили в 300 мл флотационную ванну, как описано в примере 7, за исключением того, что образец измельчали за 2000 оборотов. Оставляли рН суспензии на уровне естественного рН, равного 7,4. Коллектор, гидроксисоединение и вспениватель добавляли, а флотационную ванну эксплуатировали, как описано в примере 7. Образцы получали, как описано в примере 7. Их сушили, взвешивали, измельчали и методом флуоресценции рентгеновских лучей определяли содержание алюминия. Полученные результаты показаны в табл. 8.
Данные, представленные в тал. 8, показывают эффективность предлагаемого способа в отделении алюминия от кремнезема с помощью флотации.
Пример 9. Флотация различных оксидных руд.
Следовали общей методике, описанной в примере 1, за исключением того, что вместо медной руды из примера 1 использовали различные оксидные руды. Полученные результаты показаны в табл. 9. .
Этот пример показывает эффективность способа по изобретению при флотации широкого круга оксидных и сульфидных минералов. Показана также возможность отделять эти различные минералы от кремнезема - основного компонента рудной породы, присутствующего с этими минералами в природных рудах.
П р и м е р 10. В этом примере использовали обычную методику с трудой Галли- монда, описанному в лримере 1, за исключением того, что в каждом опыте вместо только чистого минерального образца использовали предварительно смешанный образец из 10% малахита (или 10% хризо- коллы) и 90% кремнезема. Анализы меди проводили на флотационном концентрате и флотационных хвостах, используя методику растворения в кислоте и плазменную спектрометрию при постоянном токе, как обсуждается в примере. 3. Результаты для малахита показаны в табл. 10, а для хризо- коллы-втабл. 11. Все опыты проводили при рН 10,0 с дозировками коллекторов, как указано.
Из табл. ТО и 11 видно, что ряд гидрокси- содержащих соединений эффективен в плане снижения количества флотируемой кремнеземистой рудной породы и обычно приводит в результате к увеличению извлечения и чистоты.
Пример 11. Готовили ряд образцов весом по 30 г из смеси 10% рутила (ТЮ2) и 90% кремнезема (5Ю2) с размером частиц 10 меш. США. Остальная часть методики была точно такой же, как в примере 6 (см. табл. 12).
Данные табл. 12 показывают эффективность способа по изобретению в повышении чистоты и извлечения титана.
Пример 12. Разделение апатита и кремнезема.
; Готовили ряд образцов весом по 30 г из сЖеси 10% апатита (Са5(С12Р)РО4з) и 90% кремнезема (SiOa) с размером частиц 10 М зш. США. Остальная часть методики была точно такой же, как в примере 6. рН суспензии естественной руды составляет 7,1 (ем. т бл. 13).
Данный, представленные табл. 13, показывают, что использование гидроксисодер- жащих соединений по изобретению с о, 1еиновой кислотой (которая является признанным коллектором при флотации апатита) дает продукт более высокой чистоты, и пЬоцесс флотации при этом протекает быстрее, чем в случае применения одной только отеиновой кислоты. Извлечение апатита со в:еми коллекторами было довольно высоким, хотя во всех случаях использования гидроксисодержщих соединений по настоящему изобретению наблюдали слабое его повышение. По аналогии с этим, в каждом спучае повышалась чистота продукта,, при- чэм существенное улучшение было отмечено в опыте 1.
Пример 13. Флотация халькопирито- ой медной руды.
В данном примере исследовали влия- ие различных алканоламинов на флота- ию медной руды и лабораторных дотационных ваннах. Готовили образцы 1едной руды из Западной Канады весом 00 г каждый. Руда характеризовалась от- осительно высокой частотой и содержала акже значительные количества кремне- емной рудной породы. Порцию руды весом 00 г измельчали с 257т деионизованной оды в стержневой мельнице, имеющей тержни размером 2,5 см, в течение прибли- ительно 7 мин при скорости вращения око- о 60 об/мин. Это обеспечило такое аспределение по размерам, что 25% час- иц порошка были меньше, чем 100 меш. В тличие от указанного в табл. 1, алканола- ин добавляли в мельницу до стадии из- ельчения. В мельницу также добавляли звесть, чтобы достигнуть рН, требуемого ля последующей флотации.
Суспензию переносили в 1500 флотаци - иную ванну с мешалкой, снабженную авто- атической системой выгрузки, одержимое ванны перемешивали при ско- ости вращения мешалки 1150 об/мин. До- одили рН суспензии до 8,5 добавлением ополнительной извести, если это было необходимо. К суспензии, если не оговорено особо, добавляли коллектор (амилксантоге- нат калия) в количестве 8 г на 1 т, и суспензию выдерживали в течение 1 мин. Затем 5 добавляли вспениватель - простой эфир полигликоля в количестве 18 г на 1 т сухой руды, и суспензиюдополнительно выдерживали в течение 1 мин.
0. Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 1150 об/мин, и подавали воздух со скоростью 4,5 л/мин. Образцы вспененного концентрата отбирали с интервалом в 8 мин
5 после начала подачи воздуха в ванну. Эти образцы из хвостов и концентрата сушили в печи в течение ночи, взвешивали и измельчали для анализа. После измельчения их растворяли в кислоте и с помощью плазмен0 ного спектрометра постоянного тока определяли содержание меди. Данные анализа использовали для определения доли извлечения и чистоты продукта, исходя из обычных бр.утто-формул соединений.
5 Извлечение представляет собой долю присутствующего конкретного минерала, которыйподлежитизвлечению. Избирательность определяли делением извлечения меди на извлечение кремнезем0 ной руды породы.
Полученные данные показаны в табл. 14.
Данные из табл. 14 показывают, что предлагаемый способ эффективен в плане
5 снижения извлечения кремнеземной рудной породы и, таким образом, увеличивает селективность флотационного процесса, Данные также показывают, что способ по изобретению может в результате привести
0 к более низкому извлечению нужных медных минералов. Сравнение опытов 3. 17и20 обнаруживает, что добавление амина на стадии измельчения, а не в флоационную ванну или одновременно с коллектором
5 приводит в результате к наивысшему извлечению меди с высокой частотой.
При м е р 14. Флотация смешанной медной руды.
Готовили ряд образцов весом по 30 г и
0 з смешанной медной сульфидной руды из Невады. Состав ценных компонентов руды: около 0,25 вес. % меди, около 0,004 вес. % молибдена и около 4 г/т золота. Каждый образец руды измельчали в сухом виде в
5 течение приблизительно 20 с в качающейся мельнице, когда.приблизительно 12% частиц руды были больше, чем 100 меш. Полученную в результате руду переносили в 300 мл флотационную ванну и разбавляли водой. Доводили рН суспензии до 8,5 с помощью извести. Добавляли алканоламин, как указано в табл. 15, и суспензию выдерживали в течение 1 мин. Затем добавляли первую порцию коллектора - изопропилк- сантогената натрия в количестве 0,050 кг на 1 т руды, с дополнительным минутным кондиционированием. Затем добавляли вспе- ниватель - простой эфир полигликоля в количестве, эквивалентном 0,020 г на 1 т сухой руды, и суспензию выдерживали до- полнительно в течение 1 мин.
Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 1800 об/мин, и подавали воздух со скоростью 2,7 л/мин. Образцы вспененного концентрата отбирали обычной ручной лопаткой с интервалом в 2 мин после начала подачи воздуха в ванну. Затем добавляли вторую порцию коллектора (0,025 кг на 1 т руды) с последующим минутным кондицио- нированием и отбором концентрата с интервалом в 6 мин. Образцы концентрата и хвостов объединяли, затем сушили и анализировали, как описано в предыдущих примерах. Полученные результаты представлены в таблице 15, В каждом случае извлечение меди, золота, молибдена и кремнезема отражает суммарное извлечение количества при 2- и 6-минутных интервалах.
Представленные выше данные показывают эффективность способа по изобретению в повышении чистоты извлеченных ценных минералов.
Пример 15. Флотация смешанной сульфидно/оксидной медной руды.
Следовали обычной методике, описанной в примере 13, используя смешанную сульфидно-оксидную медную руду из Южной Африки. Сульфидную медную руду фло- тировали предлагаемым способом, а оставшуюся оксидную руду извлекали на следующей стадии, при выщелачивании или оксидной флотации. Содержание сульфидных минералов было в этой руде сравни- тельно небольшим, менее чем 0,22 вес. % от полного количества руды.
Одна модификация методики, описанной в примере 13, заключалась в том, что руду измельчали при 700 оборотах для пол- учения распределения по размерам, где 13% частиц были больше, чем ТОО меш.
Используемым коллектором был амилк- сантогенат калия с концентрацией 0,025 кг на 1 т руды. В каждом случае используемым алканоламином был диэтаноламин, количества которого указаны. Полученные результаты представлены в табл. 16.
Показанные выше данные показывают, что предлагаемый способ приводит в результате к уменьшению извлечения кремнеземной рудной породы. В случае данной конкретной руды извлечение из нее таких ценных продуктов, как свинец и цинк, также падает даже при самых низких количествах алканоламина.
Пример 16. Влияние порядка и способа добавления коллектора и гидрокси- содержащего соединения.
Следовали методике, указанной в примере 6, за исключением того, что используемый апатит был из другого источника и содержал около 30% апатита и около 70% кремнезема. В каждом случае используемым гидроксисодержащим соединением был диэтаноламин, а анионным коллектором - олеиновая кислота. В каждом опыте изменяли способ добавления диэтаноламина и олеиновой кислоты к флотационной системе. В опыте 1 диэтаноламин добавляли в ванну с последующим кондиционированием в течение 1 мин. За этим следовало добавление олеиновой кислоты с последующим дополнительным минутным кондиционированием. В опыте 2 порядок добавления был обратным. В опыте 3 диэтаноламин и олеиновую кислоту добавляли в ванну одновременно и приблизительно в одно и то же место, и кондиционировали в течение 1 мин. В опыте 4 диэтаноламин и олеиновую кислоту смешивали в отдельной емкости. При этом образовывалась соль, о чем судили по выделению тепла. Эту соль добавляли в флотационную ванну и затем кондиционировали в течение 1 мин. В опыте 5 вместо непрореагировавших олеиновой кислоты и диэтаноламина использовали конденсат избыточного количества жирных кислот и диэтаноламина, промышленно выпускаемые под маркой М-210 фирмой Дау кемикл компани. В опытах 6 и 7 использовали одну олеиновую кислоту. Полученные результаты представлены в табл. 17.
Из опытов 1-3, являющихся вариантами изобретения, ясно видна его эффективность. Опцт 4 показывает, что когда компоненты описываемые в изобретении, предварительно смешивают, то достигаемое извлечение фосфора существенно меньше, чем. когда используют одну олеиновую кислоту. Из опыта 5 следует, конденсат типа жирная кислота/диэтаноламин, не эффективен в данном способе.
Формула изобретения
1. Способ извлечения ценных минералов из измельченных смешанных силикатных руд, содержащих медь, железо, корунд, титан, апатит, включающий обработку руды депрессором силикатных минералов, кол31183798832
Продолжение табл.1
Не является вариантом изобретения.
Таблиц а 2
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
Способ извлечения металлсодержащих сульфидных минералов или сульфидизированных металлсодержащих окисленных минералов из руд | 1987 |
|
SU1582978A3 |
СПОСОБЫ ОБОГАЩЕНИЯ РУДЫ И КОМПОЗИЦИИ ДЛЯ ИХ ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ | 1997 |
|
RU2183140C2 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО РАЗДЕЛЕНИЯ КОЛЛЕКТИВНОГО МЕДНО-ЦИНКОВОГО ПИРИТСОДЕРЖАЩЕГО КОНЦЕНТРАТА | 1992 |
|
RU2046672C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО РАЗДЕЛЕНИЯ СУЛЬФИДОВ, ВКЛЮЧАЮЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ ИЗ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЖЕЛЕЗОСОДЕРЖАЩИХ РУД, И КОМПОЗИЦИОННЫЙ МАТЕРИАЛ ДЛЯ ЕГО РЕАЛИЗАЦИИ | 2008 |
|
RU2393925C1 |
СПОСОБ ПЕННОЙ ФЛОТАЦИИ РУД МЕТАЛЛОВ | 1991 |
|
RU2012420C1 |
СПОСОБ СЕЛЕКТИВНОЙ ФЛОТАЦИИ МИНЕРАЛОВ МЕДИ ИЗ ТРУДНООБОГАТИМЫХ МЕДНЫХ РУД | 2007 |
|
RU2352402C2 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ОТДЕЛЕНИЯ СФАЛЕРИТА И МИНЕРАЛОВ МЕДИ ОТ СУЛЬФИДОВ ЖЕЛЕЗА | 2012 |
|
RU2504438C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ВЫДЕЛЕНИЯ СУЛЬФИДНОГО КОНЦЕНТРАТА ИЗ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННОЙ МЕДНОЙ РУДЫ | 2007 |
|
RU2352401C2 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ МИНЕРАЛОВ МЕДИ ИЗ ХАЛЬКОПИРИТ-КУБАНИТОВЫХ ПИРРОТИНСОДЕРЖАЩИХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД | 2003 |
|
RU2252822C1 |
СПОСОБ СЕЛЕКТИВНОЙ ФЛОТАЦИИ ПЕНТЛАНДИТА В ЩЕЛОЧНОЙ СРЕДЕ ИЗ МАТЕРИАЛОВ, СОДЕРЖАЩИХ ПИРРОТИНСУЛЬФИДЫ | 1997 |
|
RU2108167C1 |
1 Не является вариантом изобретения.
пыт
Коллектор
NaSH
CsHiiOCSjK
Диэтанолэмин
Дизтэноламин
Этаколамин
Этаноламин
Олеиновая
кислота 2-пропаноламЙТ-2-пропаноламинОлеиновая
кислота
Олеиновая
кислота
Доза, кг/кг
0.1
.0-1 минута
Не является вариантом изобретения
Опыт
Доза, кг/т
РН
Олеинов
1 Не является вариантом изобретения. .
Время флотации простирается до И мин. а не 6 мин. Требуется трехкратная доза вспенивателя. по сравнению с другими опытами.
Таблица 3
Извлечение и. чистота меди 11-6 Мин
Извлечение | Чистота 0.085 0-048
0.057 0.055 0.058 0.066
0.084
0.030
0.021
0.009
. 0.570
0.056
Таблица 4
мин
Извл
Чист
имение и чигтпт3 мин
Чист
0.097
0.0099
1 Не является вариантом изобретения. Отбирали только один образец концентрата.
® Не является вариантом изобретения..
Ф Вторую 0,600 порцию олеиновой кислоты добавляя после отвара 0-1 иин,
8 Два концентрата.об-ьелинплн и анализировали как один.
Таблице 5
Т а б ли ц а 6
фракции.
Не.является вариантом изобретения.
Не является вариантом изобретения.
Извлечение различных мшгералоа как функция рН и коллекторной
композиций при использований пропиленгликрля и олеиновой
кислоты в количестве ло 0,012 кг/кг каждого
Таблица в
Т а б ли ц а 9
2 Не являются вариантом изобретени:-;
1 Не является вариантом изобретения.
Смесь f апатита и кремнезема
Ие является вариантом изобретения.
Не является .вариантом изобретения
В качестве коллектора использовали N-этилизолропилдитиофосфэт
8 качестве коллектора использовали втор-бутилдитиофосфэт 4 В данном опыте амин добавляли в флотационную ванну, а не 8 измельчающую мельницу
8 данном опыте амин и коллектор одновременно добавляли во флотационную ванну
Смесь рутила и кремнезема
Таблица ,12
Таблица 13
Таблица 14
Не является вариантом изобретения.
Не является вариантом, изобретения.
Смесь апатита и кремнезема.
Не является вариантом изобретения.
Таблица 15
Таблица 16
Таблице 17
Авторы
Даты
1993-08-30—Публикация
1990-05-10—Подача