Способ извлечения ценных минералов

 

СОЮЗ .СОВЕТСКИХ

СОЦИАЛИСТИЧЕСКИХ

РЕСПУБЛИК (19) (st)s В 03 D 1/01

ГОСУ

ВЕДО (ГОСП (. ф

) айаг

АТЕНТУ

К зобретение касается извлечения милов методом пенной флотации.. нер лотация представляет собой процесс обр ботки смеси тонко измельченных твердых минералов, например, порошкообразной руды, суспендированной в жидкости, пос едством чего часть твердых продуктов отд ляется от других тонко измельченных тве дых минералов, например, кремнезема, ремнистой рудной породы, глин и других одобных минералов, присутствующих в руд, путем пропускания газа (или обеспечив я выделение газа in situ) через жидкос ь, с целью получения вспененной мас ы. содержащей определенные твердые про укты поверх жидкости, причем другие тве дые компоненты руды остаются в суспен ии (не вспениваются). Флотация основан на том принципе, что введение газа в жи кость, содержащую твердые частицы сус ендированнык в ней различных матери(21) 4 (22) 1 (46) (71) (72)

Дон (56) — М,:

170. (54)

НЕР (57) мет брет

АРСТВЕННОЕ ПАТЕНТНОЕ

СТВО СССР

ТЕНТ СССР) 43860/03 .05.90 .08.93. Бюл. N. 32 зе Дау Кемикал Компани (US) ичард P.Êëèìïåë, Роберт Д.Хансен; ьд Е.Леонард (ОЯ) и Бейсил С.Фи.(СА) еркер Г.С, Флотируемость минералов.

Госгортехиздвт, 1962, с. 125, 145, 169ПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЦЕННЫХ МИЛОВ спользование: извлечение минералов ом пенной флотации. Сущность изония: способ извлечения ценных минералов из измельченных смешанных силикатных руд, содержащих медь, железо, корунд, титан, апати1, включающий обработку руды депрессором силикатных минералов, коллектором и флотацию ценных минералов. В качестве деп рессора сил икатн ы х минералов вводят низший алканоламин, который выбирают из ряда этаноламин, пропаноламин, диэтанол,.амин, триэтаноламин и их смеси В качестве коллектора вводят карбоновые кислоты, алкиларилсульфокислоты и их соли, тиофосфаты. 2 з.п, ф-лы. 17 табл. алов, вызывает адгезию некоторого количества газа к определенным суспендированным твердым веществам, а не к другим, что делает частицы с прилипшими пузырьками газа к тому же более легкими, чем жидкостью. Эти частицы, следовательно, поднимаются кверху жидкости, образуя пену, Минералы и связанные с ними рудные породы, которые обрабатываются методом пенной флотации, вообще, не обладают достаточной гидрофобностью или гидрофильностью, позволяющей их соответствующим образом разделять. Следовательно, при пенной флотации часто применяют различные химические реагенты, которые создают или усиливают свойства, необходимые, чтобы осуществить разделение. Для повышения гидрофобности и, таким образом, флотируемости различных ценных минералов используют коллекторы. Коллекторы должны ИМеть возможность: 1) присоеди1837988 няться к нужным минеральным образцам при относительном исключении из этого процесса других присутствующих образцов; 2) оставаться прикрепленными в турбулентном потоке или при сдвиговых нэпря>кениях, обусловленных процессом пенной флотации; 3) придавать нужным образцам достаточную гидрофобность, позволяющую достигнуть требуемой степени разделения, В дополнение к коллекторам используют ряд других химических реагентов, Придерами типор дополнительных используемых реагентов являются вспениватели, депрессанты, регуляторы рН, такйе, как известь, и сода, диспергаторы и различные промоторьi и активаторы. Депрессанты используют для увеличения или усиления гидрофильности 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, тэк и от коллекторов, вспенивателям 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 коллектороп, вспенивателей и других реагентов в пенной флотации. Ксантогенаты, простые элкигlGMMHbl, алкилсульфаты, алкилсульфонаты, карбоновые кислоты и жирные кислот:.., например, обычно используют в качестве коллекторов. Реагенты. используемые в качестве вспенивателей, включают низкомолекулярные спирты, такие, как метилизобутилкарбинол, и простые эфиры этиленгликоля. Специфические добавки, используемые в отдельных операциях флоации, выбирают в соответствии с природой руды, условиями, при которых будет протекат флотация; типом минерала, который подлежит извлечению, и другими добавками, которь:е должны быть использованы в сочетании с ними.

Хотя специалисты признают, что имеется много химических реагентов, пригодных для проведения ценной флотации, также признается, что эффективность известных реа. ентов сильно изменяются в зависимости от конкретной руды или руд, которые подвергают флоации, а также от условий проведения флотации. Кроме того, признано, чо 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 систем пенной флотации связана с сульфидными рудами. Признается, что флотэция оксидных минералов является существеннО более трудной операцией, чем флотация сульфидных минералов, и эффективность большинства .флотационных процессов извлечения оксидных руд ограничена; .Главной проблемой, связанной с извлечением минералов, как окислов, так и суль- . фидов, является селективность.

20- Обнаружено, что некоторые из признанных коллекторов, такие, как карбоновые кислоты, алкилсульфаты и ал килсульфонаты, которые обсуждались выше, являются эффективчыми коллекторами для оксидных. минеральных руд. Несомненно, существующие коллекторы, как известно, пригодны для флотации сульфидов, Однако, хотя использование этих коллекторов может в результате привести к приемлему 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 процентное содержание нужного минерала, содержащегося в иэвлеченном минерале, неприемлемо низки, Наиболее близким техническим решением к изобретению является способ извле40 чения ценных минералов из измельченных . смешанных силикатных руд. содержащих, медь, железо, корунд, титан, апатит, включающий обработку руды депрессором силикатных минералов, коллектором и флотацию . цен н ых минералов.

Недостатком этого способа я вляется недостаточно высокие технологические показатели процесса.

Таким образом,.сохраняется необходи-мость в методах повышения селективности при флотации как сульфидных, так и.оксидных руд.

Изобретение представляет собой способ извлечения ценных минералов путем

55 пенной флотации, отличающийся тем, что конкретную руду, содержащую кремнезем или кремнистую рудную породу и находящуюся в виде водной суспензии, подвергают пенной фЛотэции при условиях, таких, что минералы, которые подлежат извлечению, 1837988 флотируют, в то время как флотация кремнезема или кремнистой рудной породы подавляется путем использования эффективного количества гидроксисодержащего соединения, выбранного из груп- 5 пы, включающей в себя этаноламин, пропаноламин, бутаноламин, молочную кислоту,гликолевую кислоту, бета-гидрокси1-пропансульфоновую кислоту, этиленгликоль, диэтиленгликоль, пропиленгликоль, 10 дипропиленгликоль,. глицерин, тригидроксибензойную кислоту, гироксибензойную кислоту, бутиленгликоль, дибутиленгликоль, диэтаноламин, дипропаноламин, трипропаноламин, триэтаноламин и про- .15 стые 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 флотиру- 20 ющие 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 способ- З0 ность отделять кремнезем и/или кремнистую рудную породу от нужных ценных минералов. То евть подавляется тенденция кремнезема или кремнистой рудной породы к флотации. 35

Флотационный способ по изобретению пригоден для извлечения различных минералов, включая оксидные минералы, методом пенной флотации.

Флотационный способ по изобретению 40 пригоден для извлечения ценных минералов из целого ряда руд, Руда здесь относится к минералу, поскольку ее извлекают из земли и она включает минералсодержащие образцы, перемешанные с рудной породой. 45

Под рудной породой подразумевают такие материалы, которые являются малоценными или не обладают никакой ценностью и которые необходимо отделить от ценных минералов. B настоящем изобретении рудная порода, в частности, включает кремнеземистые материалы.

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 эффект явности при флотации оксидных руд было также обнаружено, что анионные коллекторы при способе флотации по настоящему изобретению также эффективны при,флотации сульфидных руд и смешанных оксидносульфидных руд.

Неограничивающие примеры оксидных руд, которые могут быть флотированы способом, описываемым в настоящем изобретении, предпочтительно включают оксиды железа, оксиды никеля, оксиды фосфора, оксиды меди и оксиды титана. Другие типы кислородсодержащих минералов, которые могут быть флотированы, используя способ, описываемый в настоящем изобретении, 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 сульфидных руд. Неогрианичивающие примеры сульфидных руд, которые могут быть флотированы способом, описываемым в настоящем изобретении, включают руды, содержащие халькопирит, халькозин, галенит, пирит, сфалерит и пентландит.

Благородные металлы, такие как золото и серебро, и металлы платиновой группы, где в металлы платиновой группы входят платина, рутений, радий, палладий, осмий и 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 иногда находят связанной с троилитом.

Способом, являющимся предметом настоящего изобретения, такие металлы могут быть извлечены с хорошим выходом, Неограничивающие примеры оксидных руд, которые могут быть подвергнуты пенной флотации с использованием предлагаемого способа включают касситерит, гематит, куприт, валлерит, кальцит, тальк, каолин, апатит, доломит, боксит, шпинель, корунд, латерит, азурит, рутил, магнетит, коламбит, ильменит, смитсонит, англезит, шеелит, хромит, церуссит, пиролюзит, малахит, хризоколл, цинкит.массикот, биксбиит; анатес, брукит, тунгстит, уранинит, гаммит, брусит, манганит, псиломелан, генит, лимонит, хризоберилл, микролит, танталит и самарскит. Специалисты признают, что способ пенной флотации, являющийся предметам настоящего изобретения, будет полезен при переработке дополнительных

1837988 руд, включающих,оксидные руды, где оксид, как полагают, включает карбонаты, гидроксиды, сульфаты и силикаты, а также оксидн ые и сул ьфидн ые 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 сконцентрираваны методом пенной флотации с использованием композиции и способа, описываемым в настоящем изобретении, включают медьсодержащие минералы, такие как ковеллит (CuS), халькопирит (CuFez), халькозин (СщЯ), бо р н ит . (С ugFeS<),валлерит (CuzFe4Sz) . или СозРе4С7), тетраздрит (СизЯЬЯ2), знаргит (Соз(Аз ЯЬ)Яп), теннантит (СоиАз4$1з), кубанит (Си2ЯРе4$ь), брочантит (Сщ(ОН)6$04),. антлерит (Сиз$04(ОН)4), фаматинит (Сиз(ЯЬАз)Яп) и бурнонит (РЬСиЯЬЯз); свинецсодержащие минералы такие, как галенит (Pb5), сурьмусодержащие минералы такие, как стибнит (ЯЬзЯз), цинксодержащие минералы, такие, как сфалерит(ZnS); серебросодержащие минералы такие, как стефанит (AggSb$4) иаргентит. (Ag2$); хромсодержащие минералы, такие как добрнелит (РеЯСгЯз), никельсодержащие минералы, такие как пентландит ((FeNi)gSa), молибденсодержащие минералы, такие как молибденит (MoSz) и платинуи палладийсодержащие минералы, такие как куперит, (Pt(AsSQ). Предпочтительные металлсодержащие сульфидные минералы включают молибденит (МоЯр), сфелерит (ZnS), борнит (CuiFeS4) и пентландит ((FeNi)gSii), халькопирит (CuFeSg) халькозин (Со Я), галенит (PbS), Сульфидированные металлсодержащие оксидные минералы представляют собой минералы, которые обрабатывают сульфидирующими реагентами, чтобы получить минералы с характеристиками сульфидных минералов. Обработанные таким образом минералы могут быть затем извлечены пенной флотацией с применением коллекторов, которые извлекают сульфидные минералы, Сульфидирование приводит к оксидным минералам, обладающим характеристиками сульфидных минералов. Оксидные минералы сульфидируют обработкой их соединениями, 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 со10

20

30 кие как рутил;. марганецсодержащие мине35 ралы, такие как пиролюзит;

50 ответствующие серусодержащие соли, такие как сульфид натрия.

: Сульфидированные металлсодержащие оксидные минералы и оксидные минералы, для которых пригоден данный способ с 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 (Cuz(OH)zCOa); азурит (Сиз(ОНг)2(СОз)р), курпит (СигО), атакамит (Си2С!(ОН)з); тенорит (CuO); хризоколлу (СоЯ!Оз); алюминийсодержащие минералы, такие как корунд; цинксодержэщие минералы такие, как цинкит (ZnO) и смитсонит (ZnCOg); вольфрамсодержащие минералы, такие как вольфрамит ((FezMn) WO<; никельсодержащие минералы, такие как бунзенит (Nio); молибденсодержащие минералы, такие как вульфенит (PbMo04) и повеллит (CaMo04), железосодержащие минералы, такие как гематит и магнетит, хром.содержащие минералы, такие как хромит (ЕеОСггОз); железо- и титэнсодержащие минералы, такие как ильменит; магний- и алюминийсодержащие минералы, такие как шпинель; титансодержащие минералы, таоловосодержащие руды; минералы, такие как касситерит; и урансодержащие минералы, такие как уранинит, урановая смолка (020ь(0зОв)) и гаммит (00зп НгО).

Другие металсодержащие минералы, для которых в данном способе можно использовать тиоловые коллекторы, включают золотосодержащие минералы. такие как сильванит (АиА9Тег) и калаверит (AuTe), платину-и палладийсодержащие минералы, такие как сперрилит (PtAs2), серебросодержащие минералы, такие как гессит (А9Те ).

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 медьсодержэщий сульфидный минерал, 1837988

Руды не всегда существуют чисто как ксидные руды или как сульфидные руды, уды, встречающиеся в природе, могут ключать как серусодержащие, так и кислоодсодержащие минералы, а также в некоорых случаях, благородные металлы. еталлы могут быть извлечены из оксидов, айденных в таких рудах, с помощью спосоа по наСтоящему изобретению. Это может

ыть осуществлено путем двухстадийной лотацией, где одна стадия включает обычую сульфидную флоацию, чтобы извлечь начала сульфидные минералы, а другая тадия флотации использует способ, описыаемый в настоящем изобретении, с исользованием упомянутых ниже анионных оллекторов для извлечения, главным обраом, оксидных минералов. С помощью предагаемого способа, с другой стороны, могут

ыть одновременно извлечены различные ипы минералов, В дополнение к флотации руд, встречащихся в природе, предлагаемый флотацинный способ пригоден для флотации ксидов и сульфидов из других источников. апример, отходы от различных процессов, аких как классификация в тяжелой суспении, магнитная операция, металлообработа и переработка нефти, часто содержат ксиды и/или сульфиды, которые могут быть залечены с использованием флотационноо способа, являющегося предметом нэстощего изобретения.

В предлагаемом способе может использоваться широкий ряд анионных коллекторов. Анионный участок анионного коллектора предпочтительно является производным карбоновой, сульфоновой, сер ной, 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 алкиларильные группы, Неограничивающие примеры заместителей для углеводородной группы включают алкоксигруппу, простую эфирную группу, аминогруппу, гидроксигруп пу и карбокси груп пу, 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

20

40 Предпочтительные анионные коллекто55

10

50 соли, в зависвимости от его растворимости в условиях проведения процесса. Подходящая форма анионного коллектора будет изменяться в зависимости от конкретного и",польэуемого коллектора и других условий процесса флотации. Специалисты признают, что некоторые из анионных коллекторов, которые пригодны для использования в настоящем изобретении, будут растворимы в форме кислоты при условиях применения, в то время как другие будут растворимы в форме соли. Например, олеиновую кислоту используют предпочтительно в форме кислоты,,а насыщенные карбоновые кислоты предпочтительно применяют в форме соли.

Когда анионные коллекторы по настоящему изобретению используют в форме соли, то противоионом может быть ион кальция, ион магния, ион натрия, ион калия или ион аммания. Как обсуждается выше, выбор подходящего противоиона зависит от конкретного используемого анионного коллектора и его растворимости. Обычно предпочитают, чтобы противоионом был ион натрия, ион калия или ион аммония.

Неогрэничивающие примеры подходящих анионных коллекторов включают линоленовую, олеиновую, лауриновую, линолевую, октановую, капроновую, миристиновую, пальмитиновую, стеариновую, арахидоновую, бегеновую кислоты, 2-нафталинсульфокислоту, лаурилсульфат натрия, стеарат натрия, натрий додекансульфоновую кислоту, гексадецилсульфокислоту, додецилсульфат натрия, додецилфосфат, .хлорангидрид додецилфосфоновой кислоты, 2-нафтойную кислоту, пимрлиновую кислоту кислоту и додецилбенэолсульфонат и их смеси, ры включают производные карбоновых и сульфоновых кислот. В случае анионных детергентов, являющихся производными карбоновых кислот предпочитают ненасыщенные кислоты, такие как олеиновая, линолевая, линоленовая кислоты или их смеси. П римерами смесей та ких ка рбоновых кислот являются талловое масло и кокосовое масло. ,Когда анионный коллектор представляет собой производные сульфоновых кисllGT, предпочитают использовать алкил- или алкил-арилсульфокислоты. Примерами предпочтительных образцов являются додецилбензолсульфокислота, додецилсульфокислота, алкилированная дифенилоксидмоносульфокислота и их соли.

Тиоловые коллекторы, описываемые в настоящем изобретении, представляют собой соединения, выбираемые из группы, 1837988

12 уг

К вЂ” z — С-Б М, 35 почтительно крезил;

55 включающей тиокарбонаты, тионокарбаматы, тиокарбанилиды, тиофосфаты, тиофосфинаты, меркаптены, ксантогенформиаты, сложные эфиры ксантогеновой кислоты и их смеси, Предпочтительными тиокарбонатами являются алкилтиокарбонаты, представляемые структурной формулой где R — независимо представляет собой

С1-го, предпочтительно Сг-1в, более предпочтительно С3-12-алкильную группу;

Z u Z независимо являются атомом серы или атомом кислорода;

M представляет собой катион щелочного металла.

Соединения, представляемые этой формулой, включают алкилтиокарбонаты (как

Z, так и Z являются кислородом), алкилдитиокарбонаты (7 является кислородом, à Z

- серой) и алкилтритиокарбонаты (как Z так 1 и Z п редста вля ют собой серу).

Примерами предпочтительных алкилмонотиокарбонатов являются этилмонотиокарбонат натрия, изопропилмонотиокарбонат натрия, изобутилмонотиокарбонат натрия, амилмонотиокарбонат натрия, этилмонотиокарбонат калия, изопропилмонотиокарбонат калия, изобутилмонотиокарбонат калия, и амилмонотиокарбонат калия. Предпочтительными алкилдитиокарбонатами являются этилдитиокарбонат калия, этилдитиокарбонат натрия, амилдитиокарбонат калия, амилдитиокарбонат натрия,изопропилдитиокарбонат калия, изопропилдитиокарбонат натрия, втор-бутилдитиокарбонат натрия, втор-бутилдитиокарбонат калия, изобутилдйтиокарбонат натрия, изобутилдитиокарбонат калия и им подобные, Примерами алкилтритиокарбонатов являются изобутилтритиокарбонат натрия и изобутилтритиокарбонат калия. Часто предпочитают испольэовать смесь алкилмонотиокарбоната, алкилдитиокарбоната.

Предпочтительные тионокарбаматы соответствуют формуле

II (р ),-и — с -У> (н) где каждый R независимо представляет сог бой С1-1о, предпочтительно — С 1-4, более предпочтительно — С1-з ал кил ьную группу;

Y является -S М или -OR, где Кз пред+ з ставляет собой С1--1о, предпочтительно Сгб. более предпочтительно Сз-4 алкильную группу;

30 а = 1 или 1 Ь = 0 или 1, где а + b должно быть равно 2.

Предпочтительными тионокарбаматами являются диалкилдитиокарбаматы (а = 2, Ь = 0 и Y является S М ) и алкилтионокарбаматы (а = 1, Ь = 1 и Y является -OR ).

Примерами предпочтительных диалкилдитиокарбаматов являются метилбутилдитиокарбамат, метилизобутилдитиокарбамат, метил-втор-бутил-дитиока рбамат, метил иропилдитиокарбамат, метилизопропилдитиокарбамат, этилбутилдитиокарбамат, этилизобутилдитиокарбамат, этил-втор-бутилдитиокарбамат, этилпропилдитиокарбамат и этилизопропилдитиокарбамат.

Примерами предпочтительных алкилтионокарбаматов являются -метилбутилтионокарбамат, -метил изобутилгионокарбамат, метил-втор-бутилтионокарбамат, -метилпропилитионокарбамат, -метилизопропилтионокарбамат, N-этилбутилтионокарбамат, N-этилизобутилтионокарбамат, N-этил-вторбутилтионокарбамвт, N-этилпропилтионокарбамат и N-этилизопропилтионокарбамат.

Из вышеприведенных наиболее предпочтительными являются N-этилизопропилтионокарбамат и N-этилизобутилтионока рбамат, Используемые здесь тиофосфаты обычно соответствуют формуле

3 0

Г

Р-Z --М

Я" О

4 где каждый R независимо представляет собой водород или С1-1п алкил, предпочтиTen b Ho C2-в ал кил, или арил, предпочтительно арильную группу, содержащую 6 — 10 атомов углерода, более предZ является кислородом или серой;

М представляет собой катион щелочного металла, Тиофосфатами, которые используют предпочтительно, являются моноалкилдитиофосфаты (один R является водородом, а

4 другой R представляет собой С1-1О алкил и Z является серой), диалкилдитиофосфаты (оба р4 представляют собой С1-1о алкил и

Z является серой) и диалкилмонотиофосфат (оба R4 представляют собой С1-1О алкил и Z является кислородом).

Примерами предпочтительных моноалкилдитиофосфатов являются этилдитиофосфат, пропилдитиофосфат, изопроп илдитиофосфат, бутилдитиофосфат, втор-бутилдитиофосфат и изобутилдитиофосфат. Примерами диалкил- или арилдитиофосфатов являются диэтилдитиофосфат натрия, ди-втор-бутилдитиофосфат

1837988

10 я -о-с

s-a

Н

I -N Ñ =S, 8 (рб у

$ М

55 атрия, диизобутилдитиофосфат натрия и иизоамилдитиофосфат натрия. Предпочтиельными монотиофосфатами являются дитил монотиофосфат натрия, и-втор-бутилмонотиофосфат натрия, дииобутилмонотиофосфат натрия и диизоаилмонотиофосфат натрия.

Тиокарбанилиды (диалкилтиомочеви. ы) представляют с помощью общей струкурной формулы де каждый R5 по отдельности является воородом или С>-6 углеводородным радиалом ., предпочтительно С1-з глеводородным радикалом. . Тиофосфинаты представляют с поощью общей структурной формулы

+ де обозначение М дано ранее; каждый R независимо представляет собой лкильную или арильную группу, преимущетвенно — алкильную группу, имеющую от 1 о 12, более предпочтительно — алкильную .группу, имеющую от 1 до 8 атомов углерода, Наиболее предпвчтительно, когда каждый

R. является изобутилом.

Меркаптановые коллекторы предпочтительно являются алкилмеркаптанами, представляемыми общей структурной формулой

R — S — Н, 7 где R представляет собой алкильную группу, предпочтительно — алкильную группу, имеющую по крайней мере 10, более предпочтительно от 10 — до 16 атомов углерода.

Ксантогенформиаты представляют с помощью общей структурной формулы где R представляет собой алкильную группу, имеющую от 1 до 7, предпочтительно от

2 до 6 атомов углерода;

R является алкильной группой, имеющей 1-6, предпочтительно 2-4, более предпочтительно 2 или 3 атомов углерода.

Сложные эфиры ксантогенновой кислоты являются предпочтительно соединениями, описываемыми следующей общей структурной 4 ормулой

50 где R представляет собой алкильную группу;

R является алкильной группой,,имеющей от 1 до 7 атомов углерода.

Предпочтительными тиоловыми соединениями, используемыми в качестве коллектора, являются тиокарбонаты, тионокарбаматы и тиофосфаты. благодаря удивцтельно высокому извлечению и селективности по отношению к ценным минералам, которые могут быть достигнуты.

Описанные выше тиоловые коллекторы особенно пригодны для флотации сульфидных минералов или сульфидированных оксидных минералов. Другие описанные выше анионные коллекторы пригодны для флотации опеделенных сульфидных минералов, однако эффективны также при флотации оксидных минералов.

Гидроксисодержащие соединения, пригодные для использования в предлагаемом способе, включают соединения, содержащие по крайней мере одну гидроксильную группу. Это гидроксисодержащее соединение выбирают с тем, чтобы оно не вызвало существенного пенообраэования при условиях его использования. В изобретении непенообразующими соединениями являются вещества, которые вызывают минимальное пенообразование в условиях использования, Общепризнано, если взять простые гидроксисодер>кащие соединения, такие как спирты, то их вспенивающая способность, как правило, увеличивается с числом 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 условиях использования одноатомные спирты, такие как октанол, нонанол, деканол, ундеканол и додеканол, могут применяться как непенообразующие гидроксисодержащие соединения. Исследования флоации в лабораторных условиях с использованием относительно чистой so.ды показали, что эти спирты могут не вызывать пенаобразовайия и пригодны для использования в способе по настоящему ° изобретению, Однако, на практике эти спирты очень часто характеризуются существенным пенообразованием так, что их использование не является предпочтительным, 1837988 требуемого качества минерала, который изГидроксисодержащие соединения, пригодные для использования в предлагаемом способе, включают этаноламин, пропаноламин, бутанолами, молочную кислоту, гликолевую кислоту, бета-гидрокси-1пропансульфокислоту, этиленгликоль, диэтиленгликоль, пропиленгликоль, дипропиленгликоль, глицерин, тригидроксибензойную кислоту, гидроксибензойную кислту, бутилен гли коль, дибутиленгли кол ь, диэтаноламин, дипропаноламин, трипропаноламин, триэтаноламин и простые сахара, такие как сахарозу, глюкозу и декстрозу, В более предпочтительным варианте гидроксисодержащее соединение представляет собой алканоламин, а даже. более предпочтительно — более низкомолекулярный алканоламин. Неограничивающимй примерами более низкомолекулярных элканоламинов, пригодных для использования в способе по настоящему изобретению, являются этаноламин, пропаноламин, бутаноламин, диэтаноламин, дипропанолаМин, трипропаноламин, триэтаноламин и их смЕси.

Алканоламины, пригодные для использования в способе по настоящему изобретению, выпускаются в промышленном масштабе, Как признают специалисты, промышленно выпускаемые алканоламины будут иметь изменяющуюся степень чистотьь

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 введевлекают. 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 го крайней мере около 0.005 кг/т, Предпочитают также, чтобы суммарная концентрация кол5

15 лектора 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 концентрэций и постепейно повышают концентрацию с цель достижения оптимального эффе кта.

Концентрация гидроксисодержащих соединений, пригодных для использования в предлагаемом способе, предпочтительно составляет по крайней мере около 0 001 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

45 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 постадийно. Под постадийным добавлением подразумевают, что добавляют часть полной дозы коллектора, собирают вспененный концентрат, добавляют дополнительную ния их во флотэционный процесс, Их предпочтительно добавляют в флотационную систему отдельно от коллектора; Их тэк50 порцию коллектора и снова собирают вспеже предпочтительно добавляют до введения коллектора. Например, гидроксисодержащие соединения могут быть добавлены на стадии измельчения, ненный концентрат. Такое постэдийное добавление может быть повторено несколько раэ для достижения оптимального извлечения и чистоты. Число стадий, на которых добавляют коллектор, ограничивается лишь

Коллектор может быть использован в любой концентрации, которая обеспечивает требуемое извлечение нужных ценных металлов. В частности, используемая KDHLIBHтрация зависит от .конкретного минерала, подлежащего извлечению, чистоты руды, практическими и экономическими соображениями. Предпочтительно использовать не более шести стадий.

В дополнение к коллекторам и гидроподвергаемой процессу пенной флотации, и ксисодержащим соединениям, во флотаци17

1837988 он др ко ля эт и

В м

Р

С ст

С л м с р и

Р р о в н и з и и

Ч р

Следующие примеры иллюстрируют зобретение, причем их не следует интерпетировать, как ограничивающие каким-лио образом изобретение. Если не оговорено собо, все части и проценты являются весоыми.

55 ом процессе могут быть использованы гие обычные добавки, включая другие лекторы. Примерами таких добавок яв-: тся депрессанты и диспергаторы. Кроме х добавок, могут использоваться и пред- 5 чтительно используются вспениватели пениватели являются хорошо известнывеществами. Неограничивающие примепригодных вспенивателей включают в-спирты, хвойные масла, крезолы, про- 10

ie эфиры полипропиленгликолей с

-6-алкилами, дигидроксилаты полипропи-< нгликолей, гликолевые жирные кислоты, isa, алкиларлсульфонаты и их смеси.

Когда используют описываемые в на- 15 оящем изобретении анионные коллекто<, теоретически предполагают, что рН рает роль во флотационном процессе. Прида анионных коллекторов связана с задными характеристиками конкретного 20 сидного минерала, который подлежит изечению. Таким образом, рН играет важю роль в процессе пенной флотации по обретению. Хотя это утверждение не свяно с какой-либо конкретной теорией, 25 едполагают, что анионный коллектор исоединяется к оксиду по крайней мере стично, посредством взаимодействия задов с поверхностью минерала. Таким обзом, в предлагаемом способе необходимо 30 ддерживать такой рН, при котором. заряд о сидного минерала подходит для присоенения.

Во флотационной системе рН можно онтролировать различными методами. 35 бычно реагентом, используемым для контоля рН, является известь, Однако в предагаемом способе для регулирования рН редпочита ют. испол ьзов ать такие реагены, как гидроксид калия, гидроксид натоия, 40 арбонат натрия и другие реагенты с одноалентными катионами. Можно .использоать реагент с двухвалентными катионами, акие как гидроксид магния и гидроксид альция, однако они не являются предпоч- 45 ительными, поскольку их применение в реультате приводит к необходимости спользовать большие дозы коллектора. ледует отметить, что, когда анионный колектор является производным сульфоновой 50 ли серной кислот, присутствие двухваленных и/или металлических катионов не явяется в редн ы м фактором.

В следующих примерах описана работа. выполненная в флотационной трубе Галлймонда, также приведены результаты по флотации, полученные в лабораторных ф."отационных 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,Следуе1 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 могутточно предсказатьдозы, которые потребуются в реальной флотационной 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 СоСОз(ОН) или кремнезема (2) с размером частиц, лежащих приблизительно в диапазоне от -60 до+120 меш ClllA. помещали в небольшую бутыль с приблизительно 20 мл деионизованной воды. Смесь встряхивали в ечение 30 сек и затем декантировали водную фазу, "îäåðæàùóþ 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 M раствора нитрата калия в качестве буферного электролита. рН доводили до и риблизительно

10,.0 добавлением 0,10 N HCI и/или 0,10 N

NaOH. Затем добавляли 1,0 г минерала, освобожденного от шлама, вместе с деионизованной 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

1837988

5

15

25

35

45

50 мин

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 (12,7 см рт.ст.). Этот вакуум позволял воздушным пчзыоькам 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 нефлотируемый материал отфильтровывают из суспензии и сушили в печи при 100 С. Каждую порцию взвешивали. После каждого опыта все оборудование промывали концентрированной

НС! и прополаскивали 0,10 N NaOH и деионизованной водой перед тем как приступить к следующему опыту.

Результаты, полученные с использованием вышеописанной методики и изменяющимся типом коллектора и гйдроксисодержащего соединения, приведены в табл, 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 по 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 хризоколлу. Кроме того, в ряде случаев используют различные коллекторы и гидроксисодержащие соединения, Полученные результаты представлены в табл. 2.

Данные иэ 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 извлечения кремнезема или к тому и другому одновременно, когда сравнивают с идентичными опытами, где использовали один из компонентов.

Пример 3. Флотация смешанной медной оксидной руды.

В данном примере изучали влияние различных коллекторов и гидроксисодержащих соединений на флотацию медной руды в лабораторных 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.

Порцию руды весом 500 r измельчали с 257 г деионизованной воды в стержневой мельнице в течение 2 минту при скорости вращения приблизительйо 60 об/мин.

Из полученной в результате суспензии затем удаляли шлам. Суспензию помещали во флотационную ванну. Ванну наполняли водой, и рН суспензии доводили до 9,2 с помощью карбоната натрия, и затем пере-. мешивали в течение 5 мни. Твердым веществам в ванне давали возможность осесть в течение 120 с, и затем декантировали водную фазу, содержащую тонко диспергиро-. ванные твердые продукты. Эту операцию повторяли,4 раза. Такую лишенную шлама 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. Доводили 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, приведенных в табл. 3, и после добавления каждого реагента суспензию выдерживали втечение 1 мин. Затем добавляли вспениватель, простой эфир .полигликоля, и суспензию выдерживали еще дополнительно 1

Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 150 об/мин, и подавали воздух со скоростью 4,5 л/мин. Образцы вспененного 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 спектро21

1837988

40

55 етра постоянного тока определяли содерание меди. Данные анализов использоваи для определения доли извлечения и истоты продукта, применяя обычные бруто-формулы соединений, Полученные данные представлены в таблице 3.

Данные из табл. 3 показывают эффекивность предлагаемого способа в услових, приближающихся к условиям реальной лотации. Опыт 1, который че является приером изобретения, аппроксимирует сущетвующую промышленную технологию. пыты 3, 5, 7, которые являются примерами зобретения, показывают эффективность пособа по настоящему изобретению и излечения меди, Пример 4. Флотация хриэоколловой уды.

Готовили ряд образцов, содержащих

00 г руды из Центральной Африки. Руда одержала свыше 90 хризоколлы, а оставуюся часть составляли дополнительные едные оксидные минералы и рудная пороа, Образец весом 500 г измельчали с 257 r еионизованной воды в стержневой мельице в течение 6 минут при скорости вращеия приблизительно 60 об/мин. олученную в результате суспензию переосили в 1500 мл флотационную ванну с ешалкой, снабженную автоматической ситемой выгрузки. Регулировали рН суспении добавлением или карбоната натрия или

CI, рН природной руды в виде суспензии оставлял 7.8. После добавления гидроксиодержащих соединений, как показано в абл. 4, суспензию выдерживали в течение мин. Затем добавляли коллектор с послеующим дополнительным минутным кондиионированием. Добавляли вспениватель— ростой эфир полигликоля — в количестве 20 на 1 т сухой руды с последующим дополниельным минутным кондиционированием.

Содержимое флотационной ванны пеемешивали при скорости вращения меалки 1150 об/мин, и подавали воздух со коростью 4,5 л/мин, Образцы вспененного онцентрата отбирали с интервалами в 1 0

6,0 мин после начала подачи воздуха. Обазцы из концентратов и хвостов сушили, эвешивали, измельчали для анализа и расворяли в кислоте. Содержание меди опрееляли с помощью плазменного пектрометра постоянного тока. Используя анные анализа, вычисляли долю извлечеия и чистоту, исходя из обычных бруттоормул соединений. Полученные езультаты представлены в табл. 4, Данные из табл. 4 показывают эффекивность коллекторной композиции по натоящему изобретению. Опыт 2 аппроксимирует существующую промьнщленную технологию.

Пример 5, Флотация оксидной руды

Готовили ряд 600 г образцов иэ железнгй оксидной руды из Мичигана, Руда содержала смесь гематита, мартита, гетита и магнетита. Каждый 600 г образец измельчали вместе с 400 г деионизованной в0ды 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 системой выгрузки. рН суспензии регулировали от естественного рН 7,3 до рН 8,5, используя карбонат натрия. Добавляли гидроксисодержащее соединение, если его вообще использовали, и суспенэию 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 хорошегс извлечения железа высокой чистоты. с

Пример 6. Флотация медной оксидной руды N3 Аризоны.

Готовили ряд образцов весом по ЗО 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 (Соз(СОз)(ОН)2), 35 малахита (Си2СОз(ОИ)2) и 57 : халькозина (СогЯ). Каждый образец руды измельчали с 15 г деиониэованной ° 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

1837988

10

35

55 о результате суспензию переносили в 200 мл флотационную ванну.

Составляли рН суспензии на уровне естественного рН руды, равного 0,8, если не отмечено особо, После добавления гидроксисодержащего соединения, как показано в табл, 6, суспензию выдерживали в течение

1 мин. Затем добавляли коллектор с.дополнительным минутным кандиционированием. Затем добавляли вспениватель— простой эфир полигликоля в количестве, эквивалентном 0,050 r на 1 т сухой руды, и

„суспензию выдерживали дополнительно в течение 1 мин.

Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 1800 об/мин, и подавали воздух со скоростью 2,7 n/Mèí. Образцы вспененного концентрата отбирали обычной ручной лопатой с интервалами в 1,0 и 6;0 мин после начала подачи воздуха в ванну. Образцы концентрата и хвостов сушили и анализиро-. вали, как описано в предыдущих примерах.

Полученные результаты представлены в таблице 6.

Данные, приведенные в табл. 6, показывают эффективность коллекторной композиции по изобретению при флотации трудно флотируемой медной оксидной руды из Аризоны, 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 приблизительно 50% малахита (CuzCOa(OH)z) и 50% халькопирита (CuFeSz). Каждый образец измельчали вместе с 15 г деионизованной воды в стержневой мельнице (диаметром 2,5 дюймов с 0,5 дюймовыми стержнями) при 1000 оборотах.

Полученную в результате суспензию переносили в 300 мл флотационную ванну. Доводили рН суспензии до 9,0 добавлением карбоната натрия. Гидроксисодержащее соединение, коллектор и вспениватель добавляли, как описано в предыдущих примерах.

Флотационную; ячейку эксплуатировали, а образцы готовили и анализировали, как описано в примере 6, Полученные результаты представлейы в табл, 7, Данные из .табл. 7 показывают эффективность предлагаемого способа при флотации смешанных медных оксидносульфидных р.уд.

Пример:,8. Флотация корунда.

Готовили:ряд образцов весом 30 r из смеси корунда (Alz03) и кремнезема (SiOz) 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 вмесТ0 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.

Пример 10. В этом примере использовали обычную методику с трудой Галлимонда, описанному в примере 1, за исключением того, что в каждом опыте вместо только чистого минерального образца испольэовали предварительно смешанный образец из 10% малахита (или 10% хризоколлы) и 90% кремнезема. Анализы меди проводили на флотационном концентрате и флотационных хвостах, используя методику растворения в кислоте и плазменную спектрометрию при постоянном токе, как обсуж-. дается .в примере, 3. Результаты для малахита показаны в табл. 10, а для хризоколлы — в табл. 11. Все опыты проводили при рН 10,0 с дозировками коллекторов, как указано.

Из табл. 10 и 11 видно, что ряд гидроксисодержащих соединений эффективен в плане снижения количества флотируемой кремнеэемистой рудной породы и обычно приводит в результате к увеличению извлечения и чистоты.

Пример 11. Готовили ряд образцов весом по 30 r из смеси 10% рутила (TiOz) и

90% кремнезема ($ 02) с размером частиц

10 меш. США. Остальная часть методики была точно такой же, как в примере 6 (см, табл. 12), 25

1837988

5

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 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 плазменного спектрометра постоянного тока определяли содержание меди. Данные анализа использовали для определения доли извлечения и чистоты продукта, исходя из обычных брутто-формул соединений, Извлечение представляет собой долю присутствующего конкретного минерала, который подлежит извлечению.

Избирательность определяли делением извлечения меди на извлечение кремнеземной руды породы.

Полученные данные показаны в табл.

14.

Данные из табл. 14 показывают, что предлагаемый способ эффективен в плане снижения извлечения кремнеземной рудной породы и, таким образом, увеличивает. селективность флотационного процесса, Данные также показывают, что способ по изобретению может в результате привести к более низкому извлечению нужных медных минералов. Сравнение опытов 3, 17 и 20 обнаруживает, что добавление амина на стадии измельчения, а не в флоационную ванну или одновременно с коллектором приводит в результате к наивысшему извлечению меди с высокой частотой.

Пример 14. Флотация смешанной медной руды.

Готовили ряд образцов весом по 30 r u з смешанной медной сульфидной руды иэ.

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 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 по15

20 о з т и т о в к г

3 0

35 лотационных ваннах. Готовили образцы едной руды из Западной Канады весом

00 r каждый. Руда характеризовалась отосительно высокой частотой и содержала акже значительные количества кремне- 40 емной рудной породы, Порцию руды весом

00 г измельчали с 257 г деионизованной оды в стержневой мельнице, имеющей тержни размером 2,5 см, в течение приблиительно 7 мин при скорости вращения око- 45 о 60 об/мин. Это обеспечило такое аспределение по размерам, что 25 часиц порошка были меньше, чем 100 меш. В тличие от указанного в табл. 1, алканолаин добавляли в мельницу до стадии из- 50 ельчения. В мельницу также добавляли звесть, чтобы достигнуть рН, требуемого ля последующей флотации.

Суспензию переносили в 1500 флотацинную ванну с мешалкой, снабженную авто- 55 атической . системой выгрузки. одержимое ванны перемешивали при скоости вращения мешалки 1150 об/мин. Доодили рН суспенэии до 8,5 добавлением ополнительной извести, если это было неДанные табл. 12 показывают эффективсть способа по изобретению в повышеи чистоты и извлечения титана.

Пример 12, Разделение апатита и ем незема.

Готовили ряд образцов весом по 30 г из еси 10 апатита (Can(CizF)(P0<)g) и 90 емнеэема (S10z) с размером частиц 10 ш. CLUA. Остальная часть методики была чно такой же, как в примере 6. рН суспен и естественной руды составляет 7,1 (см. бл. 13), Данные, представленные табл. 13, покаЭ вают, что использование гидроксисодеращих соединений по изобретению с еиновой кислотой (которая является прианным коллектором при флотации апати) дает продукт более высокой чистоты, и оцесс флотации при этом протекает бысее, чем в случае применения одной только еиновой кислоты. Извлечение апатита со еми коллекторами было довольно высом, хотя во всех случаях использования дроксисодержщих соединений по настояему изобретению наблюдали слабое его овышение. По аналогии с этим, в каждом учае повышалась чистота продукта,. прим существенное улучшение было отмечео в опыте 1.

Пример 13. Флотация халькопиритоой медной руды.

В данном примере исследовали влияие различных алканоламинов на .флотаию медной руды и лабораторных обходимо, К суспензии, если не оговорено особо, добавляли коллектор (амилксантогенат калия) в количестве 8 г на 1 т, и суспенэию выдерживали в течение 1 мин. Затем добавляли вспениватель — простой эфир полигликоля в количестве 18 r на 1 т сухой руды, и суспенэию дополнительно выдерживали в течение 1 мин.

1837988

28 мощью извести. Добавляли алканоламин, как указано в табл. 15, и суспензию выдерживали в течение 1 мин. Затем добавляли первую порцию коллектора — изопропилксантогената натрия в количестве 0,050 кг на 5

1 т руды, с дополнительным минутным кондиционированием. Затем добавляли вспениватель — простой эфир полигликоля в количестве, эквивалентном 0,020 г на 1 т сухой руды, и суспензию выдерживали до- 10 полнительно в течение 1 мин, Содержимое флотационной ванны перемешивали при скорости вращения мешалки 1800 об/мин, и подавали воздух со скоростью2,7л/мин. Образцы вспененного 15 концентрата отбирали обычной ручной лопаткой с интервалом в 2 мин после начала подачи воздуха в ванну, Затем добавляли вторую порцию коллектора (О;025 кг на 1 т руды) с последующим минутным кондицио- 20 нированием и отбором концентрата с ин= тервалом в 6 мин. Образцы концентрата и хвостов объединяли, затем сушили и анализировали, как описано в предыдущих примерах, Полученные результаты 25 представлены в таблице 15, В каждом случае извлечение меди, золота, молибдена и кремнезема отражает суммарное извлечение количества при 2- и 6-минутных интервалах. 30

Представленные выше данные показывают эффективность способа по изобретению в повышении чистоты извлеченных ценных минералов.

Пример 15. Флотация смешанной 35 сульфидно/оксидной медной руды.

Следовали обычной методике, описанной в примере 13, используя смешанную сульфидно-оксидную медную руду из Южной Африки. Сульфидную медную руду фло- 40 тировали предлагаемым способом, а оставшуюся оксидную руду извлекали на следующей стадии, при выщелачивании или оксидной флотации, Содержание сульфидных минералов было в этой руде сравни- 45 тельно небольшим, менее чем 0,22 eec. / от полного количества руды.

Одна модификация методики, описанной s примере 13, заключалась в том, что руду измельчали при 700 оборотах для пол- 50 учения распределения по размерам, где

13 / частиц были больше, чем 100 меш.

Используемым коллектором был амилксантогенат калия с концентрацией 0,025 кг на 1 т руды. В каждом случае используемым 55 алканоламином был диэтаноламин, количества которого указаны. Полученные результаты и редставлен ы в табл. 16.

Показанные выше данные показывают, ч о предлагаемый способ приводит в реаул ьтате 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 гидроксисодержащего 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 j 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 вЂ” 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. Опыт 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, кол1837988

29 ряда этаноламин фропандиамин, диэтанол, амин, триэтанолфаин и их смеси.

3. Способ по;лп. 1 и 2, о т л и ч а ю щ ий с я тем, что в ввчестве коллектора вводят карбоноаые кислоты, алкилсульфокислоты, алкиларилсульфбхислоты и их соли, тиофосфаты. ктором и флотацию ценных минералов, т л и ч а ю шийся тем, что, с целью вышения технологических показателей оцесса, в качестве депрессора силикат- .

ix минералов вводят низший алканола- 5 н, 2, Способ по и. 1, от л и ч а ю щи и с я м, что низший алканоламин выбирают из

Таблиц.а 1

Ю Ю

Доля извлеченной

Доля из" влеченного кремнезема, Доза, кг/кг

Опыт Коллектор меди б

0,024

О, 024

0,024

0,024

Ю

Олеиновая кислота

Лауриновая кислота

4

Октановая кислота

Линолевая кислота

2-нафталиносульфокислота

0,000

0,106

0,024

0,024

О, 073

0,971

Додецилсульфонат натрия

О, 024

0,212

0,223

Додецилфосфоновая кислота

0,024

0,024

0,024

0,012

0,024

0,012

0,012

9о

1,2-додекандиол

1,2-додекандиол

Олеиновая кислота

Бензойная кислота

Бензойная кислота

Олеиновая кислота

Гидроксибензойная кислота

0,072

0,246

Гидроксибензойная кислота

0,191

0,732

0,012

0,012

Олеиновая кислота

15ц

0,068

0,113

0,024

О, 089

0,816

0,,012

0,012

0,024

0,012

0,012

Олеиновая кислота

Фенол

Фенол

0,137

0,099

О, 059

0 389

Олеиновая кислота

Лаурилсульфат натрия

Тригидроксибензойная кислота

Тригидроксибензойная кислота

0,860

0,786

0,228

0,982

0,91О

О, 255

0,255

0,938

0 058

0,592

0,096

0,154

0,354

0,12О

0,071

0,210

0,210

0,.1 54

0,аОО

0,071

1837988

Продолжение табл. 1

0,137

0,165

0,243

0,962

0,170

0,973

1,000

0,122

С,082

Стеариновая кислота

Пальмитиновая кислота

Глицерин

Глицерин

Олеиновая кислота

1,000

О, О;38

0,748

0,380

0,283

0,012

0,012

0,261 тйиопамин

Эта ноламин

0,435

О,9"3

0,105

Олеиновая,кислота ф

28 2-Пропаноламин

О, 541

0,294

0,117

29 . 2-Пропанолайин

Олеиновая кислота

0,993

30+

0,116

0,904

0,049

0,047

31 ф -Гидроксипропионовая кислота

О, 024

0,247

О, 061,6 -Гидроксипропионовая кислота

0,060

0,933

34О, 094

0,893

О, 035

0,0 1

36

3" Гидрокси 1 "пропансульфокислота

3- Гидрокси-1 "пропансульфокислота

0 024

0,51,3

0,119

О, 090

0,012

0,971

О, 012

О, 024

38

0,149

О,С77

0,344

0,867

0,012

0,012

0,012.39

0,917

О, 051

0,012

0,012

0,855,099

0,012

200"

22®

Додецилксантогенат калия

С Нд(СН.)2 ОСЬ,K

Линоленовая кислота

Гликолевая кислота

Гликолевая кйслота

Олеиновая кислота

Олеиновая кислота

Иолочная кислота

Иолочная кислота

Олеиновая кислота

Олеиновая кислота

Пропиленгликоль

Пропиленгликоль

Олеиновая кислота

Пропиленгликоль

Лауриновая кислота

Пропиленгликоль

Октановая кислота

О, 024

0,024

0,024

О, 02.4

0,024

0,024

0,024

О, 012.

0,012

0,024

0,012

0,012

0,024

0,012

0,012

0,012

0,012

0,024

0,012 .

0,012

1837988 . 34

Продолжение табл. 1

)" (5 о,o19

0,979

0,012

О,ol2

0,012

О, 020

0,3Э1

2-Нафталинсульфокислота

0,012

0,012

0,012

0,068

0,994

Пропиленгликоль

Лаурилсульфат натрия

0,012 о,844

0,092

Пропиленгликоль

Додецилсульфонат

Натрия

О, 012

0,012 о 088.

0,988

Пропиленгликоль

О, 012

О, 061

0,773. 0,012

0,012

0,012

Пропиленгликоль

Пропиленгликоль

О, 067

1,000

Линоленовая кислота

0,012

0,012

1,000

О, 099

Пропиленгликоль

Стеариновая кислота

1,000

0,049

Пропиленгликоль

Палимитиновая кислота

0,818

0,043

Пропиленгликоль51

Додецилбензолсульфокислота

Диэтаноламин

52 о,389

1,000

0,147

0,071

0,991

0,023

Диэтаноламин

0 7Э1

0,0Э7

Додецилсульфонат нат рия

0,012 . Ф

Диэтаноламин

0,047

0,801

Додецилбензолсульфокислота

57

О, 197

0,731

Аминодеканол

0,071

О, 047

Аминодеканол

Олеиновая кислота

Не является вариантом изобретения.

Пропиленгликоль

Линолевая кислота

Пропиленгликоль

Додецилксантогенат калия

Диэтаноламин

Олеиновая кислота

Линолевая кислота

Диэтаноламин

0,012

0,012

0,012

0,012

0,012

0,024

0,012

0,012

0,012

О, 012

0,012

0,012:

0,024

0,012

0,012

1837988

35

Таблиц а 2 доля извлеченного крем

Доля иэелеченно» ме и

Доза, кгlкг неэема

0.137

Коллектор

Опыт. 0.950

0.024

2

0,163

0.146

0.151

0 094

0.363

0,227

0,191

0.999

0,024

0.024

0.024

0.012

0.012

0.012

4!

0,101

0.844

0.012

0.012

0.012

0:012

0.096

0.986

0,119

0.773 He является вариантом изобретения.

Таблица 3

Извлечение и чистота ме и

Доза, кг/кг

I-6 мин

Опыт.

Коллектор

0-1 мин а

В с мме

Чистота

Чистота

Извлечение

Извлечение

Извлечение

Чистота

О 048

0.091

0.085

0.241

0.076

0,156

0.5

О:2

0,2

0,1 0,2

0,1

3, 4

0.117

0.096

0.057

0,055

0.058

0.066

0.061 .

0.625

0,044

0,559

0.029

0.037

0.508

0,463

0.061

0.072

0.1 .

0.056

0.048

0,2

0.059

0.084

0.030

0.510

0.594

0.055

О,1

81

0.009

0.058

0.2

0.549

0.021

0.570

О 056

Не яеляется вариантом изобретения.

Таблица 4

Доза. кг/т

Извлечение и чистота ме и

Опыт

Коллектор рН

0-1 мин

1-6 мин

В смме

Извлечение

Извлечение

0.257

0.123

Чистота

О 088

0,050

Чистота

Иэелечение

0.421

0,425

Чистота

0,2

0.25

0.2

9.5

9.5

О. 164 0,061

0,302 . 0,072

0.077

0.065

2!.

0,136

0.457

0.067

9,5

0.100

О, 141

О 593

0.124

0.100

0,071

0.100

9.5

0.118

0 548

0.130

9.5

0,111

0.056

0.100

0,437

0.115

0.100

0.200

9,5

0.097

0.0099

Не является аариантом изобретения.

Время флотации простирается до 11 мин. а не 6 мин. Требуется треккратная доза еспениаателя, по сравнению с другими опытами.

NaSH

С5Н!10С52К

ДиэтаHîaaìèa

Диэтанолвмин

Этвноламин

Этаíînaмин

Олеинаазя кислота

2-пропфнолам

2-пропаноламин

Олеиноеая кислота

Олеиноаая кислота

Олеиноеая кислота

NASH

С5нг!ОС$2К

Диэтаноламин

Олеиновая кислота

Диэтеноламин

Пропиленгликоль

Олеинаеая кислота

Пропилеи" гликоль

Олеиновзя кислота

Додецилбензолсульфокислота Пропиленгликоль

Диэтаноламин

Пропиленгликоль

Олеиновая кислота

Пропиленгликоль

Додецилбензолсульфокисяота

Диэтаноламин

Олеиновая кислота

Диэтаноламин

Додецилбензолс ль окислота

1837988

Таблица 5

Извлечение и чистота ме и

Опыт

Коллектор

Доза. кг/кг

0-1 мин

1-6 мим

Вс ме

Извлечение

Извлечение

Чистота

Извлечение

Чистота

Чистота

0.262

0.200 .

0,388

0.266

0.650

0.369

0.327

0.034

0,200

0.361

0240

0,039

0.342

0.073

0.050

0,444

0.441

0;438

0,08!

0,525

0.44t

0.287

0.100

О. 165

0.313

0.145

0.310

0,301

0.100

0,421

0.587

0.358

0 055

0.642

0.416

0.100

0.428

0.460

0.100

0.076

0.559

0.456

О. ЮО

0,100

0.072

0.421

0.471

0.457

0.493

0.469

О. 100

0.200

0,200

0.100

g1

О, 141

0,074

0.387

0,458

0.376

0,366

0.357

0,298

0.089

0.396

0,100

Не является вариантом изобретения.

Отбирали только один образец концентрата.

Таблица 6

Извлечение и чистота меди

Доза, кг/т

Коллектор

Опыт

1-6 мнн

В сумме

Извлечение Чистота Извлечение Чистота

Извлечение Чистота

0,078

0,080

0,094

0,072

0,074

0,086

О ° 069 0,255

0,065 0,538

0,078 0,418

0,158

Олеиновая кислота 0,450

Олеиновая кислота 2,400

0,097

0,231

О, 198

0,307.

О ° 220

Пропипенгликоль

Олеиновая кислота

0,232 0,080 0,457

Дипропиленгликопь

Опеиновая кислота

O,О87

0,094

0,225 г>>

Пропиленгликоль

О, 081

0,153

Оленновая кислота

Олеиновая кислота

Пропиленгликй>ь

Дипропиленгликоль

О, 083

0>035

0,038

0,507

0,091

О ° 113

0,084 0,354

О67

7 фф

0,053

0,070

Додецнлбензопсульфо» кислота

2>400

1,200

0,063

О, 074

0,360

0,405

0,059

0,072

О, 147

О, 17 2

0,213

0,233

Пропиленгпикопь

Додецилбензолсупьфокислота

1,200

Беэ коллектора

Триэтанопамнн

Триэтанопаммн

Оленновая кислота

Сахароза

1 О >

„о

О, 087

О, 144

0,590

0,021

0,078

0,078

2,400

1,200

1,200

2,400

0,069

О, 216

0,083

0,374

13

14 О

0,091 . 0,068

2,400

1>200

1,200

0,148

0,460

Тригидрокснбенэой» ная кислота

0,071

0,078

О ° 297 . 0,084

0,067

0,163

Сахароза

Олеиновая кислота

1,200

1,200

О, 082

Тригидроксибенэойная кислота

0,071 0,477

О, 075

0,140

0,337 .

Олеиноеая кислота >> Не является вариамтон изобретения.

® Вторую 0,6ВВ порцию опеиновой кислоты добаалятв> после отбрра 0-1 иии.©ракцин, (З> Даа концентрата объеднняпм H ама>В>эмроаапи Как Один.

Олеиновая. кислота

Пропияенгликоаь

Пропиленгликоль

Олеиновая кислота

Пропиленгликоль

Олеиновая кислота

Диэтилемгликоль

Олеиновая кислота

Диэтвноламин

Олеиновая кислота

Диэтаноламим

Этиноламин

Этаноламин

Олеиновая кислота

1, 200

1,200

1,200

1,200

1,200

0,600

0,600

2,400

1837988

39

Таблица 7

Извлечение и чистота ме и

Доза. кг/т рН

Опыт

Коллектор

0-1 мин

1-6 мин с мме

Извлечение

Извлечение

Чистота

Чистота

Извлечение

Чистота

О. 457

0,090

0.079

0.080

0.536

0.100

9.0

0.089

0,100

0,200

0.100

9.0

9.0

0.111

0,494

0.089, 0.093. 0.215

0,076

0.279

0,106

0.100

0,200

0.100

4!

9,0

9.0

0.089

0,342

0.092

0.097

0,243

0.097

0.099

0.079

0.100

0,218 . 0.090

9,0

0.058

0.065

0.376

0,200

0.062

Не является вариантом иаобретения.

Таблица 8

Коллектор

Извлечение и чистота ме и

Опыт

Доза. кг/т

0-1 мин

1-6 мин с ме

Извлечение

Чистота

Извлечение

Чистота

Извлечение

Чистота

Олеиновая кислота

Пропиленгли. коль

Пропиленгпикопь

Опеиновая кислота

Диэтиноламин

Дизтанопамин

Олеиноаая кислота

0.200

0.331

0.013

0.080

0.344

0,157

0,200

0,118

0.086

0,100

0,513

0,194

0,071

0.552

0.584

0.188

0,100

0,100,11

0,146

0.490

0,466. 0,205

0.044

О. 104

0.203

0,171

0,100!

Не является вариантом изобретения

Таблица 9!

Процесс проводили а насыщенном растворе KC при рН 12.1. г

Образец включает некоторое количество пирротина.

ТаЬлица 10

Извлечение Чистота

Cu Cu

Доза, кг/ кг

Коллектор

Олеиновая кислота -/

/ 3

Олеиновая кислота

О, 02/т

О, 771

0,963

0Ä191

О, 16

О, 012

0,024

0,712

0,387

0,212

Пропиленгликоль

0,892

0,012

0,012

Пропиленгли коль

Олеиновая кислота .Пропиленгликоль

Олеиновая кислота

О, 3114

0,325

0,012

0,006

2/,о

O,У71

0,012

Пропиленгликоль

Диэтаноламин

Олзнновая кислота

Диэтаноламинз

Этанолзмин

Опеиновая кислотаэ

Этаноламин

Этанолзмин

Олеиноеая кислота з

Опеиновая кислота

Извлечение различнык минералов кзк функция рН и коллекторной композиции при испольэовании пропипенгликоля и Олеиновой ь, кислоты в количестве по 0012 кг/кг каждого

1837988

) 2

0,003

0,024

0,178

0,355

0,927

0, 961

О, 012

Пропиленгликоль

О, 012

0,024

0,012

0,438

1,000

0,133

0,184

0,012

0,024

01114

0,944

0,579

0i255

0,012

О, 012

О, 024

О, 012

Этиленгликоль

0,167

0,659

0,326

0,219

0,012

0, 024

0,183

1,000

0,900

0,401

Дизтиленгликоль

О, 012

0,154

0,886

0 900

0,442

О, 078

0 990

О,ИЭ

О, 309

0,050

О,". -892

0i900

0,404

Диэтаноламин

0,359

0,775

0,721

0,407

0,316

0,943

0,900

0,501

Олеиновая кислота

Додецилбензолсульфокиалота

Додецилбензолсульфокислота

Дипропиленгликоль

Дипропиленгликоль

ФОлеиновая кислота

У (Этиленгликоль

Олеиновая кислота

Тригидроксибензойная кислота ®

Тригидроксибензойная кислота

Олеиновая кислота (}

Диэтиленгликоль

Олеиновая кислота

Глюкоза Глюкоза

Олеиновая кислота

Этаноламин

Эаноламин

Олеиновая кислота

Диэтаноламин ®

Олеиновая кислота

Глицерин ©

Глицерин

Олеиновая кислота

Сахароза

Сахароза

Олеиновая кислота

Про-олжение табл. 10

0,012

0,024

0,012

0,012

0,024

0,012

О, 012

О, 024

0,012

0,012

О, 024

0,012

0i 012.

0,024

0,012

0, 0 1 2

1837988

Таблица 11

Коллектор

Доза. кгlкг

Извлечение

Си

Чистота

Cv а.„„..., Олеинавэя кислота

Прапилемгликоль

Додецилбензолсульфокислата

Пропиленгликоль

Олеиноаая кислота

Пропиленгликоль о е илбенэолс ль акислота

0.024

0.012

0,024

0.024

0.012

0.012

0.012

0.012

0.672

0.389

0.255

О 370

0.691

0.187

0.324

0.900

0.232

0.533

0,676

0.337

Не являются вариантом изобретения

Таблица.12

Смесь рутила и кремнезема

Извлечение и чистота титана

Доза. кгlкг

Коллектор

Опыт

1-6 мин

0-1 мин

В с мме

Извлечение

Чистота

Извлечение

Чистота

Извлечение

Чистота

0.056

0,400

0.066

0.012

0,044

0,021

0.054

0.014

0,736

0.400

0,099 0.062

О. 674

0.092

0.100

0.027

0.033 0,036

0.101

0.400

0.400

0.100

0.048

0.771

0.045

0.103

0,020

0,046

0.075

0.804

0.025 . 0,510

0.100

0.449

0.075

0.061

0,69 Не является вариантом изобретения.

Смесь платите и кремнезема

Таблица 13

Извлечение и чистота Фосфора

Доза, кгlкг

1-6 мин

Вс ме

0-1 мин

Коллектор

Опыт

Чистота

Чистота

Извлечение

Чистота

Извлечение

Извлечение

0.044

0,200

ОЛ05

0.967

0.052 . 0,056

0.923

0.124

0.200.

0.200

0,036

0.965

0.002

0.041

0.841

0.200

0,929

0.038

0.002

0.959

0.030

0.038

0.200

0.200

0,801

0.013

0.946

0.035

0.039

0.145

0.200

0.361

0.397

0.031

0,033

О:200

0.200

61

0.304

0.028

0.200

Не является вариантом изобретения.

Таблица 14

Опыт

Алканоламин

Доза. кг/т

Извлечение ме и

Извлечение к емнезема

Избирательность

0.020

0.040

0.040

0.020

Не является вариантам

В качестве коллектора з

В качестве коллектора

В данном опыте амин в

В данном опыте амин изобретения использовали N-этилизапрапнпдитиофосфат использовали втор-бутипдитиофасфат добавляли в фпотационную ванну, а не в измельчающую мельницу и коллектор одновременно добавляли во фпатацианмую ванну

2

4

6

8

11

12

1 32

14в

15 12

1612.

174

184

19

2O

Пропипенгликоль

flPOllHllCHI 4H коль

Олеиновая кислота

Диэтаноламин

Диэтанопамин Олеиновая кислота

Олеинавая кислота

Прапиленгликоль

Олеиновая;

KNCII0TB

Диэтамоламим

Олеиноеая кислота

Диэтипенгли коль

Опеиновая кислота

Олеинааая кислота

Пропиленгликоль

Диэтанопамин

Диэтиленгликоль

Нет

Этаноламим

Диэтаноламин

Триэтанолэмим

Пропаноламин

Дипраланоламим

Иэопропаноламин

Бутаноламин

Диэтаноламин

Диэтаноламин

Диэтаноламин

Диэтаналэмин

Диэтанопамин

Диэтаноламин

Нет

Her

Диэтаноламин

Днзтаналамин

Изопропэмолэмин иэтаноламин

0.,020

0.020

0,020

0,020

0.020

О:020

0.020

0,040

0.0800,020

0.040

0.020

0.040

О. 654 . 0.663

0.677

0.669.

0.673

0,683

0.668

0.682

0.648

0.617

О. 668

0.627

0.597

0.544

0,660

0,582

0.658

0,644

0.649

0.658

0.135

0.114

0,087

0,096

0.118

0.093

0,107

0.127

0.079

0.074

0.093

0,089

0.105

0.095

0.137

0.128

0,100

0.088

0.095

0.117

4.8

5.8

7.8

7,0

5,7

7.3

6.2

5.4

8.2

8.4

7,2

7.2

5:7

5,8

4.8

4.5

6.6

7.3

6.8

5.6

1837988

Таблица 15

Таблице 17

Доза. кг/т

Опыт

Коллектор

0-2 мин

2-6 мин

Вс ме

Извлечение

Чистота

Иэопечение

Чистота

Извлечение

Чистота

О. 100

0.908

0.124

0.020

0,067

0.918

0,124

0.100

0,! 26

0.042

0.876

0.100

0.100

0,100

0,083

0,918

0,124

0.133

0 803

0.016

0.057

0.819

0.132

0.100

0,94

0,034

0,200

0,200

0.703

0.060

0,126 . 0.066

0,024

0.015

0.727

О:075

0,115

0,060

5 б

0.904

0.200

0.881

0,089

0.033

0,027

0,087

0.687

0,113

0.100

0,115

0.061

0.802

О 105

Не является вариантом изобретения.

Диэтанопамнн

Олеиновая кислота

Олеиновая кислота

Диэтаноламин

Диэтаноламин

Олеиновая кислота

Дизтаноламин/олеиновая кислота

Конденсат

Олеиновая кислота

Олеиновая кислота

Смесь апатита и кремнезема

Изел чение и чистота о