способ извлечения ценных минералов из рудных шламов

Формула изобретения

Способ селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов, заключающийся в добавлении к водной суспензии при перемешивании собирателя и твердого носителя, отличающийся тем, что в качестве собирателя используют жирные кислоты в количестве 0,025 0,30 мг/г твердой фазы, а в качестве твердого носителя используют полиолефиновые концентраты в количестве 0,04 - 0,10 г/г твердой фазы, при этом время извлечения составляет 5 10 мин.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к области селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов, в которых содержание ценных компонентов не более 5% например при обогащении касситеритовых, фосфатных, цирконовых, танталлитовых, магнезитовых, золотоносных руд и др.

Известен способ селективной флотации тонкоизмельченного минерального материала из тонкоизмельченной минеральной рудной пульпы с применением собирателя, вспенивателя и несущих частиц в количестве 0,5-20% от веса исходного питания (предпочтительно 1- 10%). Несущими частицами может быть стекло, кальцит, магнетит, кварц, тригидрат алюминия и др. имеющие размер 10-300 мкм (преимущественно 10-150 мкм) и плотность больше 1 г/см³ (предпочтительно 1,5 г/см³). Поверхность частиц носителей обрабатывают продуктом конденсации, например алканоламином и жирной кислотой, или жирнокислотным эфиром, или двухосновной жирной кислотой в количестве 0,01-5% от веса несущих частиц (предпочтительнее 0,02- 0,1%) [1]

Известен также способ флотационной очистки глины от примесей анатаза (TiO₂) с добавлением носителя [2] Флотации подвергалась каолиновая глина крупностью 20 мкм при содержании твердого в пульпе 20% В качестве минерала-носителя использовался кальцит, в качестве реагентов использовались сода 450 г/т, жидкое стекло 1 кг/т и эмульсия олеиновой кислоты, приготовленная в растворе аммиака при соотношении 4:1 (вес.). Схема флотации включала основную операцию продолжительностью 10 мин и три перечистки пенного продукта продолжительностью 5 мин. Установлено, что флотация с минералом-носителем эффективнее обычной флотации, при этом выход обогащенной глины повысился с 44 до 92%

Основным недостатком описанных способов является длительность их проведения, низкое извлечение ценного компонента, а также более сложное аппаратурное обеспечение.

Наиболее близким по технической сущности и по достигаемому эффекту является способ агломерации золота на углемасляном собирателе, заключающийся в том, что гидрофобные частицы золота, находящиеся в водном шламе, проникают в углемасляные агломераты, которые затем извлекают из водной среды просеиванием или флотацией. Степень извлечения за 30 мин составляет от 80 до 99% [3-5]

Недостатком прототипа является длительное время агломерации (до 30 мин).

Задача предлагаемого способа более полное извлечение ценных компонентов из отвальных рудных хвостов, которые уже не поддаются другим методам обработки.

Извлечение ценных компонентов достигается путем добавления в рудную пульпу полиолефиновых концентратов. Соотношение жидкой и твердой фазы в суспензии составляет 5:1 (мас.). Содержание ценных компонентов в твердой фазе не более 5%

В водную суспензию, содержащую до 20% твердых рудных шламов, добавляют собиратель в количестве 0,025-0,30 мг/г твердой фазы, перемешивают в течение 4-6 мин со скоростью 600 об/мин, затем добавляют твердый носитель (полиолефиновые концентраты) в количестве 0,04-0,1 г/г твердой фазы и перемешивают 5-10 мин. Ценные минералы благодаря гидрофобной поверхности захватываются полиолефиновыми концентратами и проникают в него. После селективного извлечения полученные агломераты отделяют от воды ситовым методом и определяют извлечение ценных минералов из рудных шламов, которое составляет 90- 99,9%

Основными отличительными признаками предлагаемого решения являются следующие.

1. Вместо углемасляных агломератов по прототипу, в качестве твердого носителя используются полиолефиновые концентраты в количестве 0,04-0,10 г/г твердой фазы. Снижение полиолефиновых концентратов менее 0,04 г/г твердой фазы приводит к неэффективному извлечению ценного минерала, так как поверхность захвата уменьшается и степень извлечения ценных минералов падает. Увеличение полиолефиновых концентратов свыше 0,10 г/г твердой фазы приводит к неэкономичному использованию концентрата, при этом степень извлечения ценного минерала остается на прежнем уровне.

2. В качестве собирателя используются гидрофобизирующие жидкости в количестве 0,025-0,30 мг/г твердой фазы, а в прототипе применяют поверхностно-активные вещества или депрессанты. Снижение собирателя менее 0,025 мг/г твердой фазы не желательно, так как при этом поверхность ценных минералов гидрофобизируется не полностью, что приводит к уменьшению степени извлечения минералов. Увеличение собирателя более 0,30 мг/г твердой фазы не целесообразно, так как поверхность ценного минерала полностью гидрофобизирована, и избыточное количество собирателя приводит только к дополнительным расходам, а степень извлечения при этом не повышается.

3. В качестве гидрофобизирующей жидкости по заявляемому способу применяют жирные кислоты, например олеиновую кислоту, талловое масло.

4. Время обработки твердой фазы собирателем составляет 4-6 мин. Снижение времени обработки твердой фазы менее 4 мин приводит к недостаточно полному покрытию поверхности ценных минералов гидрофобизирующей жидкостью, при этом степень извлечения уменьшается. Повышение времени обработки свыше 6 мин не приводит к увеличению степени извлечения, так как поверхность уже полностью успевает гидрофобизироваться.

5. Время селективного извлечения ценных минералов из суспензии после добавления полиолефиновых концентратов составляет 5-10 мин, а в прототипе максимальное извлечение достигается за 30 мин.

6. Степень извлечения ценных минералов с помощью полиолефиновых концентратов составляет от 90 до 99,9% в то время как по прототипу от 80 до 99%

Таким образом, предлагаемый способ селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов с помощью полиолефиновых концентратов позволяет сократить время извлечения до 5-10 мин.

Пример 1 (по прототипу). К водной суспензии, содержащей 20% рудных шламов, в которых находится 4,52% титаноциркониевого минерала, добавляем углемасляные агломераты в количестве 0,08 г/г твердой фазы, полученную смесь перемешиваем в течение 30 мин. Затем агломераты отделяем от воды ситовым методом. Степень извлечения титано-циркониевого минерала составила 53,2%

Пример 2 (по заявляемому способу).

К 100 мл воды вносим 20,4 г рудного шлама, содержащего 1,96% ильменита, добавляем олеиновой кислоты в количестве 0,025 мг/г твердой фазы и перемешиваем в течение 5 мин. Затем добавляем полиолефиновые концентраты в количестве 0,04 г/г твердой фазы и перемешиваем в течение 10 мин. Концентраты отделяем на сите от воды и определяем извлечение ильменита методом магнитной сепарации. Степень извлечения составила 90,1%

Пример 3. К 100 мл воды вносим 16 г рудного шлама, содержащего 4,52% титаноциркониевого минерала. В суспензию вносим олеиновую кислоту в количестве 0,10 мг/г твердой фазы и перемешиваем 6 мин. Затем добавляем полиолефиновые концентраты в количестве 0,06 г/г твердой фазы и перемешиваем в течение 5 мин. Концентраты отделяем на сите от воды и определяем извлечение титана и циркония гравитационным методом. Степень извлечения составила 94,3%

Примеры на предельные и запредельные значения представлены в таблице.

Источники информации

1. Патент N 4523991, США. Несущие частицы для пенной флотации тонкоизмельченных руд. Заявл. 27.12.82 N 453182; Опубл. 18.06.85, кл. B 03 D 1/14, кл. 209/166.

2. Исследование флотации глины с носителем. РЖГД, 1982, N 1, 1Д121.

3. Carbad-процесс извлечения золота. РЖГД, 1990, вып.12, 12Д163.

4. Новый процесс агломерации угля и золота. РЖГД, 1988. Т.5, вып.9, 1Д71.

5. Извлечение тонкого золота из золотосодержащих руд агломерацией золота на угле. РЖГД, 1990, N 12, 12Д134.