Способ флотационного обогащения глинистого золотосодержащего сырья

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному выделению золота из окисленного глинистого сырья, и может быть использовано при флотационном обогащении золота из окисленных золотоносных руд коры выветривания и техногенного сырья, содержащих благородный металл в мелких и тонких классах. Способ флотационного обогащения глинистого золотосодержащего сырья включает кондиционирование измельченной пульпы и обработку реагентами - собирателем, вспенивателем. Во флотационную пульпу дополнительно вводят флокулянт анионного состава серии Magnofloc при соотношении собирателя и флокулянта 1:0,017-1:0,03 и времени флотации 7 мин. Технический результат изобретения - повышение извлечения золота из глинистых окисленных золотоносных руд. 1 табл., 9 пр.

 

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному выделению золота из сырья с повышенным содержанием глинистых минералов, и может быть использовано при флотационном обогащении золота из окисленных золотоносных руд коры выветривания и техногенного сырья, содержащих благородный металл в тонких классах.

Известен способ флотационного обогащения золотосодержащего сырья с мелким и тонким золотом, включающий мокрое измельчение и обработку реагентами (флокулянтом, собирателем, углемасляными гранулами, вспенивателем), при крупности питания 80-98% класса - 0,074 мм и времени флотации 25 минут [Алгебраистова Н.К. и др. / Журнал СФУ Серия «Техника и технология», 2011. - Т. 4, №3. С 283-295]. При подаче флокулянта перед собирателем во флотационную пульпу при соотношении 1:0,03 с различной крупностью питания флотации, извлечение в концентрат составляет 77,2-78,8%. Степень концентрации золота в концентрат при этом составляет 4,6-6,7 соответственно. Недостатком способа является длительное время флотации.

Наиболее близким к предлагаемому изобретению по технической сущности и назначению является способ обогащения окисленных глинистых золотосодержащих руд, включающий мокрое измельчение и обработку реагентами (собирателем, вспенивателем) под слоем жидких углеводородов, при крупности питания 94-95% класса - 0,044 мм, расходе собирателя 5500-6000 г/т, времени флотации 20 мин. [RU 2293821, С2, опубл. 20.02.2007]. Недостатком способа является повышенный расход собирателя, длительное время флотации, относительно высокое содержание золота в хвостах обогащения 0,96 г/т.

Задача изобретения заключается в разработке эффективного способа флотационного извлечения золота из окисленных глинистых золотоносных руд.

Технический результат изобретения состоит в повышении извлечения золота из глинистых окисленных золотоносных руд, а также в сокращении расхода реагента собирателя, времени флотации.

Технический результат достигается тем, что в способе флотационного обогащения глинистого золотосодержащего сырья, включающем кондиционирование измельченной пульпы, обработку реагентами собирателем, вспенивателем, согласно изобретению во флотационную пульпу после ввода собирателя дополнительно вводят флокулянт при массовом соотношении собирателя и флокулянта 1:0,017-1:0,03, при этом флокулянт имеет анионный состава серии Magnofloc.

В отличие от прототипа в предлагаемом изобретении в реагентный режим, помимо собирателя, расход которого составляет 300 г/т и пенообразователя дополнительно вводят флокулянт, крупность питания флотации составляет 65-70% класса - 0,074 мм. Расход флокулянта варьируется от 5 до 15 г/т. Оптимальные технологические показатели достигаются при расходе флокулянта до 10 г/т, дальнейшее увеличение расхода реагента не способствует повышению показателей. Предлагаемый способ флотационного извлечения золота из глинистого окисленного сырья позволяет повысить извлечение ценного компонента в концентрат, снизить содержание золота в хвостах обогащения, а также значительно сократить расход реагента собирателя, продолжительность времени флотации. Способ осуществляли следующим образом.

Экспериментальные исследования проведены в лабораторной флотационной машине механического типа на глинистой окисленной золотосодержащей руде коры выветривания. В исходной руде породообразующие минералы представлены каолинитом, кварцем, гидрогетитом, мусковитом, хлоритом. Содержание золота в исходной руде составило 2,8 г/т.

Для подтверждения эффективности разработанного способа было проведено сравнение его с базовым способом, без введения в реагентный режим реагента флокулянта.

Пример 1. Базовый режим в условиях прототипа. Исходную руду массой 160 г измельчали до крупности 65-70% класса - 0,074 мм, помещали во флотационную камеру объемом 750 мл, кондиционировали 1 мин, вводили реагент собиратель бутиловый ксантогенат калия (БКК), расход 300 г/т, перемешивали 1 мин, добавляли пенообразователь - сосновое масло (120 г/т), перемешивали 1 мин, затем флотировали в течение 7 мин. Содержание в концентрат составило 13,6 г/т с извлечением 50,59%. Выход пенного продукта при этом составил 10%.

Пример 2. Подача флокулянта анионного состава серии Magnofloc после реагента собирателя. Исходный материал массой 160 г измельчали до крупности 65-70% класса - 0,074 мм, помещали во флотационную камеру объемом 750 мл, кондиционировали 1 мин, вводили реагент собиратель БКК - 300 г/т, перемешивали 1 мин, вводили флокулянт анионного состава серии Magnofloc (расход 5 г/т), перемешивали 3 мин, добавляли пенообразователь - сосновое масло (120 г/т), перемешивали 1 мин, флотировали в течение 7 мин.

Примеры 3-5 аналогично примеру 2, отличие в расходе флокулянта, результаты см. в табл. 1.

Примеры 6-9 аналогично примеру 2-5, отличие в марке флокулянта.

Анализ данных таблицы 1 (пример 2-5) показывает, что добавление в пульпу флокулянтов анионного состава серии Magnofloc после основного собирателя с расходом 5 (соотношение собиратель : флокулянт - 1:0,017) и 10 г/т (соотношение собиратель : флокулянт - 1:0,03) повышают качество концентрата на 1,2 г/т и 8,9 г/т извлечение в пенный продукт увеличивается на 1 и 48% соответственно, в сравнении с базовым режимом. Выход концентрата при расходе флокулянта 5 г/т составил 9%, при расходе 10 г/т выход - 12%).

В случае подачи флокулянта анионного состава серии полиакриламид (ПАА) после собирателя с расходом 5 г/т получены наилучшие показатели, качество концентрата увеличивается в 1,6 раза, извлечение повышается на 10%, в сравнении с базовым режимом, выход пенного продукта - 7,8%. При расходе 10 г/т флокулянта извлечение в концентрат увеличилось на 23,6%, выход составил 14% (табл. 1).

Проведенные исследования показывают положительное влияние применения флокулянтов анионного состава в реагентных режимах при флотации окисленного глинистого золотосодержащего сырья. Наилучшие результаты получены при расходе флокулянтов не выше 10 г/т.

Способ флотационного обогащения глинистого золотосодержащего сырья, включающий кондиционирование измельченной пульпы и обработку реагентами - собирателем, вспенивателем, отличающийся тем, что во флотационную пульпу дополнительно вводят флокулянт анионного состава серии Magnofloc при соотношении собирателя и флокулянта 1:0,017-1:0,03 и времени флотации 7 мин.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к способу очистки оборотных вод предприятий цветной металлургии. Способ подготовки оборотной воды при флотационном обогащении включает дозировку реагентов для нейтрализации оборотной воды, осаждения тяжелых металлов и сульфгидрильных собирателей по электрохимическим параметрам оборотной воды.

Изобретение может быть использовано в обогащении меди и серебра для переработки сульфидно-окисленных медных руд. Перед подачей на кислотное выщелачивание при перемешивании коллективного концентрата, полученного из сульфидно-окисленной медной руды, осуществляют стадиальную коллективную флотацию с использованием добавки сульфида натрия.

Изобретение относится к способу извлечения лантана (III) из растворов солей. Способ включает флотоэкстракцию с использованием органической фазы, в качестве которой используют изооктиловый спирт, и собирателя, в качестве которого используют ПАВ анионного типа - додецилсульфат натрия в концентрации, соответствующей стехиометрии: La+3+3NaDS=La(DS)3+3Na+, где La+3 - катион лантана (III), DS- - додецилсульфат-ион.

Изобретение относится к области полезных ископаемых и может быть использовано для управления технологическим процессом флотации для повышения его эффективности.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному выделению сульфидных минералов, содержащих благородные металлы, из концентратов, и может быть использовано при флотационном обогащении сульфидных медно-цинковых пиритсодержащих руд, несульфидных железных руд, а также руд редких и благородных металлов, угля и горнохимического сырья.

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых методом флотации и может быть использовано при переработке сульфидных полиметаллических, медно-цинковых и свинцово-цинковых руд.

Изобретение относится к переработке радиоэлектронного лома, в частности электронных плат. Исходное сырье измельчают, обогащают методами электрической и магнитной сепарации, из полученных концентратов извлекают благородные металлы, хвосты обогащения распульповывают в воде при отношении Ж:Т не менее 7 в присутствии лигносульфоната с расходом последнего 1-3 кг/т твердого.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано в технологии обогащения руд редких металлов. Способ флотации железосодержащих вольфрамовых минералов из хвостов гравитационного обогащения включает обесшламливание исходной пульпы, кондиционирование пульпы с кальцинированной содой и натриевым мылом талового масла при плотности пульпы 30% твердого и флотацию вольфрамовых минералов.

Изобретение относится к способу извлечения тербия (III) из бедного или техногенного сырья с помощью метода флотоэкстракции. В процессе флотоэкстракции катионов тербия (III) используют в качестве органической фазы изооктиловый спирт, а в качестве собирателя ПАВ анионного типа - додецилсульфат натрия в концентрации, соответствующей стехиометрии реакции: Tb+3+3NaDS=Tb(DS)3+3Na+, где Tb+3 - катион тербия (III), DS- - додецилсульфат-ион.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к способам автоматического управления процессом флотации, и может быть использовано для оптимизации процессов обогащения руд черных и цветных металлов.
Изобретение относится к области металлургии драгоценных и благородных металлов и может быть использовано для переработки лома радиоэлектронных изделий для получения драгоценных металлов высокой чистоты. Исходные платы загружают в типовую молотковую дробилку МД-1 с установленными типовыми ситами. После дробления плат измельченную фракцию загружают во флотационную машину ФЛМ-1. Металлическую фракцию после флотации промывают водой и сушат на воздухе. Далее металлическую фракцию смешивают с тетрафтороброматом калия в массовом соотношении 1:10 и сплавляют в муфельной печи. После остывания полученный плав растворяют в воде. Оставшийся нерастворимый осадок отделяют на бумажном фильтре, сушат на воздухе и отправляют на аффинаж. Техническим результатом является выделение драгоценных металлов повышенной чистоты. 2 пр.

Предложенное изобретение относится к способу флотации минерального сырья при использовании карбоксиметилцеллюлозы. Способ флотации включает первую стадию, включающую использование первой карбоксиметилцеллюлозы (КМЦ) в камере первой флотации, и последующую стадию, включающую использование второй КМЦ в камере последующей флотации, при этом первая и вторая КМЦ демонстрируют различные характеристики. Первая КМЦ характеризуется степенью замещения (СЗ), которая отличается от значения СЗ второй КМЦ, предпочтительно значение СЗ первой КМЦ меньше значения СЗ второй КМЦ. Различие в значениях СЗ составляет по меньшей мере 0,4. Первая КМЦ имеет вязкость, которая отличается от вязкости второй КМЦ. Первая КМЦ имеет молекулярную массу, которая отличается от молекулярной массы второй КМЦ. Технический результат – повышение эффективности флотации. 2 н. и 16 з.п. ф-лы, 5 ил., 3 табл.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из углисто-сульфидных золотосодержащих концентратов, обладающих двойной технологической упорностью: тонкой вкрапленностью золота в сульфидах и сорбционной активностью из-за наличия органического углерода. Способ включает предварительное вскрытие сульфидов. После вскрытия проводят флотационное обогащение по органическому углероду, сульфидной и элементной сере и золоту с направлением флотоконцентрата на пирометаллургическую или пирогидрометаллургическую переработку, а камерного продукта флотации на цианирование. Вскрытие сульфидов в водной среде осуществляют путем бактериального, либо автоклавного, либо кислотно-кислородного вскрытия. Техническим результатом является повышение сквозного извлечения золота из концентратов за счет снижения упорности продукта, поступающего на цианирование. 5 з.п. ф-лы, 7 пр., 1 табл.

Предложенная группа изобретений относится к способу обратной флотации силиката магния из руды карбоната кальция. Композиция содержит по меньшей мере одно соединение четвертичного аммония, которое является собирателем в обратной флотации минералов магния из карбоната кальция, по меньшей мере один пеногаситель и по меньшей мере один растворитель, причем пеногаситель выбран из группы, состоящей из алкилбензолов и по меньшей мере одного этоксилированного спирта, соответствующего формулам (6) и (7) где n является числом 1-30, m является числом 1-30, А является C2-C4-алкиленовой группой, В является C2-C4-алкиленовой группой, R является C6-C30 углеводородной группой. Количество компонента A составляет 20-60 мас.%, количество компонента B составляет 5-25 мас.% и компонента C - 15-75 мас.%. Данная композиция применяется в качестве флотационного реагента в обратной флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция. Способ обратной флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция включает добавление вышеуказанной композиции во флотационную камеру, содержащую силикатные минералы магния и руду карбоната кальция, последующее пропускание воздуха через флотационную камеру и удаление силикатных минералов магния полученной таким путем пеной. Технический результат – повышение эффективности флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция. 3 н. и 18 з.п. ф-лы, 9 табл., 4 пр.

Предложенная группа изобретений относится к способу обратной флотации силиката магния из руды карбоната кальция. Композиция содержит по меньшей мере одно соединение четвертичного аммония, которое является собирателем в обратной флотации минералов магния из карбоната кальция, по меньшей мере один пеногаситель и по меньшей мере один растворитель, причем пеногаситель выбран из группы, состоящей из алкилбензолов и по меньшей мере одного этоксилированного спирта, соответствующего формулам (6) и (7) где n является числом 1-30, m является числом 1-30, А является C2-C4-алкиленовой группой, В является C2-C4-алкиленовой группой, R является C6-C30 углеводородной группой. Количество компонента A составляет 20-60 мас.%, количество компонента B составляет 5-25 мас.% и компонента C - 15-75 мас.%. Данная композиция применяется в качестве флотационного реагента в обратной флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция. Способ обратной флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция включает добавление вышеуказанной композиции во флотационную камеру, содержащую силикатные минералы магния и руду карбоната кальция, последующее пропускание воздуха через флотационную камеру и удаление силикатных минералов магния полученной таким путем пеной. Технический результат – повышение эффективности флотации силикатных минералов магния из руды карбоната кальция. 3 н. и 18 з.п. ф-лы, 9 табл., 4 пр.

Изобретение относится к флотационному обогащению золото-углеродсодержащих руд. Способ включает кондиционирование золото-углеродсодержащих руд с депрессором в виде продукта поликонденсации нафталинсульфоната натрия и формальдегида. После кондиционирования руд для получения золотосодержащего флотоконцентрата последовательно вводят медный купорос в качестве активатора, по окончании времени контакта – бутиловый ксантогенат в качестве собирателя и затем – метилизобутилкарбинол в качестве вспенивателя. Обеспечивается флотационное обогащение золото-углеродсодержащих руд с дезактивацией сорбционной способности присутствующего углерода. 1 ил., 2 табл., 1 пр.

Изобретение относится к получению материалов для химической и электронной промышленности, обогащению минерального сырья, предназначено для извлечения из дисперсного углерод-катализаторного композита в отдельный продукт углеродных нанотрубок, применяющихся в производстве сорбентов, носителей катализаторов, неподвижных хроматографических фаз, композиционных материалов и функциональных покрытий и др. Способ извлечения углеродных нанотрубок из дисперсного углерод-катализаторного композита заключается в репульпировании композита в воде при соотношении Т:Ж=1:3-Т:Ж=1:5 с интенсивным перемешиванием пульпы при скорости вращения мешалки 200-1000 об/мин, кондиционировании пульпы с добавлением реагентов на основе ацетиленовых или высших алифатических спиртов, флотации углеродных нанотрубок в пенный продукт, промывке углеродных нанотрубок водой с последующими декантацией и сушкой при температуре 90-200°C. Технический результат - повышение эффективности и производительности извлечения углеродных нанотрубок из дисперсного углерод-катализаторного композита. 3 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 пр.

Предложенное изобретение относится к способу пенной флотации с добавлением окислителей и может быть использовано для флотации сульфидной руды, содержащей сульфидсодержащие пустые породы. Способ обработки сульфидной руды металла для выделения необходимого минерала из сульфидсодержащей пустой породы включает получение пульпы путем суспендирования руды в воде и размола указанной руды; и обогащение пульпы указанным необходимым минералом с помощью пенной флотации, где пероксид водорода добавляют к указанной пульпе непосредственно перед пропусканием или во время пропускания кислорода или воздуха через указанную пульпу. Оптимальное количество добавляемого пероксида водорода определяют на основании измерений содержания кислорода, растворенного в пульпе. Технический результат – повышение качества и извлечения необходимых основных минералов, в особенности меди из сульфидных руд. 12 з.п. ф-лы, 10 ил., 11 табл.

Предложенная группа изобретений относится к системе разделения множества частиц, содержащихся в пульпе, может быть использована в горнодобывающей промышленности для классификации и разделения по плотности во взвешенном слое. Система разделения множества частиц, содержащихся в пульпе, содержит резервуар для разделения, устройство подачи пульпы, разветвленный трубопровод для псевдоожиженного потока, систему введения газа и трубопровод нижнего отвода, которые все предназначены для создания псевдоожиженного слоя в упомянутом резервуаре для разделения путем подачи пульпы через устройство подачи пульпы и предоставления пульпе возможности взаимодействовать с псевдоожиженным потоком из разветвленного трубопровода для псевдоожиженного потока. Резервуар для разделения содержит лоток для забора частиц, перемещенных в верхнюю часть резервуара для разделения. Система введения газа выполнена с возможностью регулирования размеров пузырьков газа в псевдоожиженном потоке и содержит трубопровод для введения газа, перепускной трубопровод для потока воды для восходящего потока с целью обхода упомянутого трубопровода для введения газа. Система введения газа является регулируемой для изменения размеров пузырьков газа путем изменения расхода воды для восходящего потока через упомянутый трубопровод для введения газа. Трубопровод для введения газа и перепускной трубопровод сходятся в одном месте для создания псевдоожиженного потока. Объем псевдоожиженного потока является регулируемым путем изменения расхода воды для восходящего потока через систему введения газа. По другому варианту выполнения система разделения содержит линию подачи воды для восходящего потока, присоединенную выше по течению относительно системы введения газа, и реагент, введенный в упомянутую линию подачи воды для обработки частиц. Способ регулирования размеров пузырьков газа в псевдоожиженном потоке, направленном в разветвленный трубопровод для псевдоожиженного потока в резервуаре для разделения, включает этапы, на которых перемещают первую часть воды для восходящего потока через трубопровод для введения газа, перемещают вторую часть воды для восходящего потока через перепускной трубопровод, изменяют расход первой части воды для восходящего потока, насыщают газом первую часть воды для восходящего потока в трубопроводе для введения газа с целью выработки пузырьков газа, соединяют первую и вторую части воды для восходящего потока с целью получения псевдоожиженного потока и вводят псевдоожиженный поток в резервуар для разделения через разветвленный трубопровод для псевдоожиженного потока. Технический результат – повышение эффективности процесса разделения. 4 н. и 24 з.п. ф-лы, 4 ил.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых методом флотации и может быть использовано при флотации угля. Композиционный реагент для флотации угля состоит из смеси реагентов, включающей легкий газойль каталитического крекинга, кубовые остатки ректификации стирола и присадку «Экофол-440» при соотношении компонентов в пределах от 35:58:7 до 25,3:63,3:11,4 мас. %. Технический результат - повышение выхода концентрата, повышение извлечения горючей массы в концентрат и повышение селективности процесса. 1 ил., 6 табл.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному выделению золота из окисленного глинистого сырья, и может быть использовано при флотационном обогащении золота из окисленных золотоносных руд коры выветривания и техногенного сырья, содержащих благородный металл в мелких и тонких классах. Способ флотационного обогащения глинистого золотосодержащего сырья включает кондиционирование измельченной пульпы и обработку реагентами - собирателем, вспенивателем. Во флотационную пульпу дополнительно вводят флокулянт анионного состава серии Magnofloc при соотношении собирателя и флокулянта 1:0,017-1:0,03 и времени флотации 7 мин. Технический результат изобретения - повышение извлечения золота из глинистых окисленных золотоносных руд. 1 табл., 9 пр.

Наверх