EP0298392A2 - Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung - Google Patents

Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung Download PDF

Info

Publication number
EP0298392A2
EP0298392A2 EP88110551A EP88110551A EP0298392A2 EP 0298392 A2 EP0298392 A2 EP 0298392A2 EP 88110551 A EP88110551 A EP 88110551A EP 88110551 A EP88110551 A EP 88110551A EP 0298392 A2 EP0298392 A2 EP 0298392A2
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
flotation
compound
collector
alkyl
carbon atoms
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Withdrawn
Application number
EP88110551A
Other languages
English (en)
French (fr)
Other versions
EP0298392A3 (de
Inventor
James Murdoch Wright Mackenzie
Peter John Cabassi
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Henkel AG and Co KGaA
Original Assignee
Henkel AG and Co KGaA
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Henkel AG and Co KGaA filed Critical Henkel AG and Co KGaA
Publication of EP0298392A2 publication Critical patent/EP0298392A2/de
Publication of EP0298392A3 publication Critical patent/EP0298392A3/de
Withdrawn legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/012Organic compounds containing sulfur
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/01Organic compounds containing nitrogen
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/014Organic compounds containing phosphorus
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/02Collectors
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • B03D2203/025Precious metal ores

Definitions

  • the invention relates to a flotation process for extracting minerals, in particular sulfidic minerals such as pyrite, chalcopyrite and pentlandite, and gold from ores.
  • the invention further relates to a collector mixture and flotation aids which contain this collector mixture.
  • a process for the extraction of minerals from ores by flotation in which ground ore is mixed with water to form an ore suspension (slurry), air is introduced into the suspension in the presence of a collector system and the resulting foam together with the ore content contained therein separates.
  • This method is characterized in that, as a collector, a mixture containing at least one amine compound A from that of unsubstituted primary and secondary amines of the formulas I and II, RNH2 (I) R1 R2 NH (II) - in which R, R1 and R2 each represent alkyl or alkenyl radicals having 8 to 22 carbon atoms, and water-soluble salts of the above-mentioned primary and secondary amines and - At least one thio compound B from the group formed from xanthates, the dithiophosphates, mercaptobenzthiazoles, xantogen formates (alkyl carbonic acid-alkyl xanthogen anhydrides) and thionocarbamates starts.
  • the invention further provides a collector mix for use in the extraction of minerals from ores by flotation containing at least one amine compound A from that of unsubstituted primary and secondary amines of the formulas I and II, RNH2 (I) R1R2 NH (II) in which R, R1 and R2 each represent alkyl or alkenyl radicals having 8 to 22 carbon atoms, and water-soluble salts of the above-mentioned primary and secondary amines and - At least one thio compound B from xanthates, dithiophosphates, mercaptobenzthiazoles, xanthogen formates (alkyl carbonic acid alkyl xanthogenic anhydrides) and thionocarbamates formed group.
  • a collector mix for use in the extraction of minerals from ores by flotation containing at least one amine compound A from that of unsubstituted primary and secondary amines of the formulas I and II, RNH2 (I) R1R2 NH (
  • the unsubstituted primary and secondary amines of the formulas I and II and their water-soluble salts used as amine compounds A are known compounds which can be prepared by known methods of organic synthesis.
  • the alkyl and alkenyl radicals R, R1 and R2 in the formulas I and II are preferably straight-chain, as is the case in the amines which are derived from naturally occurring fatty acids.
  • the radicals R, R1 and R2 are therefore preferably straight-chain octyl, decyl, dodecyl, tetradecyl, hexadecyl, octadecyl, eicosyl, docosyl, hexadecenyl, octadecenyl and docosenyl radicals.
  • the amines of the formulas I and II can be used as defined individual compounds. However, it is preferred to use compound mixtures in which the radicals R, R 1 and R 2 each have different chain lengths within the defined range of the carbon atoms present.
  • alkyl / alkenylamine of the formula I with 10 to 18 carbon atoms in the radical R and its water-soluble salts.
  • the alkyl / alkenyl residues of this amine mixture are derived from the uncured fatty acid mixture which is obtained from beef tallow by fat cleavage. This amine mixture is also known as "uncured tallow amine”.
  • water-soluble salts of the amines of the formulas I and II are used in the process according to the invention, these are in particular sulfates, phosphates, formates, propionates and preferably chlorides and acetates.
  • the amine compound A used is the acetate of the above-described primary alkyl / alkenylamine with 10 to 18 Carbon atoms.
  • the substances used as thio compounds B can be water-soluble or water-insoluble.
  • the xanthates, dithiophosphates and mercaptobenzothiazoles are water-soluble alkali metal salts.
  • the xanthogen formates and the thionocarbamates are water-insoluble, oily substances.
  • thio compounds B Xanthates of formula III, ROC (S) -S ⁇ X+ (III) in which R is an alkyl radical having 2 to 8 carbon atoms and X is Na or K, the thiophosphates of the formula IV, (RO) 2P (S) -S ⁇ X+ (IV) in which R is an alkyl radical of 2 to 8 carbon atoms and X is Na or K, Sodium or potassium salts of mercaptobenzothiazole, Xanthogen formates (alkyl carbonic acid-alkyl xanthogenic acid anhydrides) of the formula V, R1-OC (S) -SC (O) -O-R2 (V) in which R1 and R2 each represent an alkyl radical having 1 to 8 carbon atoms and Thionocarbamates of the formula VI, R1-OC (S) -NHR2 (VI) in which R1 and R2 each represent alkyl radicals having 1
  • the thio compounds B mentioned are known compounds which can be prepared by customary methods of organic synthesis.
  • the optimal effectiveness of the thio compounds B depends to a certain extent on the pH prevailing in the cloudy.
  • Mercaptobenzothiazoles, xanthogen formates and thionocarbamates can be used in the pH range from 2 to 11, with mercaptobenzthiazoles working best under relatively acidic conditions, while xanthogen formates and thionocarbamates are effective in both alkaline and acidic media.
  • Xanthates and dithiophosphates work best in a relatively alkaline medium in the pH range of 6 to 11.5. If a flotation process is to be carried out at a given pH value, this should be taken into account when selecting the thio compound B.
  • a corresponding pH in the turbidity must be set.
  • the weight ratio of amine compound A to thio compound B is in the range from 1: 9 to 9: 1, weight ratios from 1: 4 to 2: 1 being preferred.
  • the Amine compounds A are added to the ore suspension in amounts of 1 to 500 g per metric ton of ore and the thio compounds B in amounts of 1 to 500 g per metric ton of ore.
  • a foamer can be added to the slurry in order to stabilize the foam formed during the flotation.
  • Particularly suitable for this purpose are the alcohols, propylene glycols and ethers commonly used in flotation as foaming agents, for example methylisobutylcarbinol (4 methylpentanol-2), which is commercially available in 97% purity under the name MIBC, methylpolypropylene glycol ether, the molecular weight of which is approximately 200 on average and Triethoxybutane, which is commercially available under the name TEB.
  • Methyl isobutyl carbinol is preferred for the purposes of the invention.
  • the acidic or basic agents customary in flotation can be added, for example sodium silicate, lime (calcium oxide) and inorganic or organic acids. It is important to ensure that the means for adjusting the pH is selected according to the mineral to be extracted and the collector combination used in each case, so that a flotation medium of suitable acidity or alkalinity is obtained.
  • suitable, conventional pushers which have the task of preventing the flotation of undesired gangue minerals, can be added to the slurry.
  • the pushers connect to the gangue minerals, usually through adsorption, and prevent them from floating. In this way, the separation of the gangue minerals from the mineral to be extracted is promoted.
  • Suitable pushers guar gums and dextrins are particularly suitable for the process according to the invention. Particularly preferred here is a chemically modified guar gum with a linear chain of beta-D-mannopyranose units, which are 1,4-linked to single-link alpha-D-galactopyranosyl residues which appear as side chains.
  • the chemical modification includes the depolymerization of the guar gum to reduce the molecular weight and the substitution of hydroxyl groups in the guar structure by anionic groups.
  • the degree of substitution in a commercial product sold under the name ACROL® J2P 350 is 0.1.
  • customary activators can be added to the slurry in the process according to the invention.
  • Copper sulfate in particular, has proven to be suitable as an activator, which additionally has the property of modifying the structure of the foam formed favorably.
  • the usual flotation aids used in the process according to the invention in addition to the amine compounds A and the thio compounds B, such as foaming agents, pushers and activators, are added in the amounts of the slurry known and customary for such flotation processes.
  • the alkaline or acidic agents mentioned are used in the amounts which are necessary for setting the desired pH.
  • the collector mixture to be used in the process according to the invention can contain, in addition to the amine compounds A and the thio compounds B, further components which are known for their collector properties.
  • Hydrocarbon oils have proven to be particularly suitable for this purpose, in particular neutral aliphatic and aromatic solvents with boiling points in the range of 160 to 260 ° C. Hydrocarbon oils with a low aromatic content and a boiling range of 190 to 225 ° C. are preferred.
  • the amine compounds A, the thio compounds B and the other auxiliaries to be used in the process according to the invention can be added individually and in succession to the turbidity to be floated.
  • a mixture of flotation aids with a content of has proven to be particularly advantageous at least one amine compound A from that of unsubstituted primary and secondary amines of the formulas I and II, RNH2 (I) R1R2NH (II) in which R, R1 and R2 each represent alkyl or alkenyl radicals having 8 to 22 carbon atoms, and salts of the group formed above primary and secondary amines, - a neutral hydrocarbon oil and - a foamer in a weight ratio of (4-6): (3-5): 1 and for use in conjunction with at least one thiover bond B is determined from the group formed from xanthates, dithiophosphates, mercaptobenzothiazoles, xanthogen formates (alkylcarbonic acid-alkylxanthogenic acid anhydrides) and thiocarbamates.
  • the method of the invention is characterized by the use of a specific, defined collector combination.
  • the flotation is carried out under the general conditions known for the methods of the prior art.
  • the method of the invention is particularly suitable for use in sulfidic mineral ores and for the extraction of gold, platinum, uranium, copper, zinc, nickel, cobalt, silver, lead and iron.
  • Examples 1 to 9 relate to flotation processes with gold ore samples with the following composition or essentially corresponding to this composition:
  • composition of the gold ore is Composition of the gold ore:
  • the gear classification corresponds to that of conglomerates.
  • a primary alkyl- / alkenylamine of the formula RNH2 (I) with 10 to 18 carbon atoms (uncured tallow amine) is used as collector, in which the following chain length distribution applies to R: C10 - 0.5% C12 - 2.0% C14 - 3 - 5% C16 - 28 - 35% C18 - 58 - 67%
  • the iodine number is 35 to 55.
  • a certain amount of South African gold ore was ground with water to form a slurry with a particle size such that 70% of the particles passed through a sieve with 0.074 mm (200 mesh) openings.
  • the solids content of the slurry was 38% by weight and its density was 1.32.
  • Preflotation 10 and cleaning flotation 12 were carried out in a conventional manner in a Denver 12 laboratory flotation cell.
  • the flotation steps are shown in the form of a flow diagram in FIG. 1.
  • the preliminary flotation 10 was carried out in the usual way with a slurry 16 which contained water, ground ore and flotation aids.
  • the flotation aids comprised a xanthate and a primary amine, which together form a collector mixture (a) according to the invention, further a pusher (b) and copper sulfate (c). Details for the reagents are given below.
  • the additives (b), (c) and (d) were added separately to the slurry, as were the xanthate, amine and foaming constituents of the collector mixture (a).
  • the cleaning flotation 12 was carried out with a slurry after pre-flotation 22, which contained water and the concentrate after pre-cleaning 17 together with further proportions of activator / foam modifier and pusher of the additives (d) and (e) explained below.
  • the exits after cleaning 26 can be recirculated and added to the slurry before the pre-flotation 16.
  • Example 1 was repeated with the additives summarized in Table 3 below. Unless stated otherwise, the additives were added to the slurry originally used; the quantities given relate to g / metric ton of solid in the slurry originally used. Table 3 Summary of the display properties as well as the composition and amounts of the added additives for the pre- and cleaning flotation.
  • Flotation aids Collector: Na-n-propyl xanthate 50 g / t and primary amine acetate 25 g / t and Hydrocarbon oil * 20 g / t and Methyl isobutyl carbinol (MIBC; foamer) 5 g / t Additional foamer: DOWFROTH 200 20 g / t Pusher: ACROL® J2P 350 20 g / t for pre-flotation 10 g / t for cleaning flotation Activator / foam modifier: Copper sulfate 35 g / t for pre-flotation 5 g / t for cleaning flotation pH : 9.2 Flotation time : 15 min for pre-flotation 5 min for cleaning flotation *) Hydrocarbon oil with a boiling range of 190 to 225 ° C; Aromatics content of 0.5% V / V, density
  • the primary amine acetate was mixed with SHELLSOL K and MIBC before adding to the slurry.
  • a mixture of uncured primary tallow amine acetates, SHELLSOL K and MIBC has a liquid consistency and is therefore easier to handle than the amine itself (as used in Example 1), which has a paste-like consistency.
  • a quantity of the amine that was smaller by half was added to the slurry originally used; the results obtained are nevertheless advantageous compared to those of Example 1. It should be noted that the chemical expenditure for the flotation according to Example 2 is considerably lower than that of Example 1.
  • a commercially available collector mixture which is sold under the trade name TROCOL S50, was produced by mixing the following components: Weight ratio uncured primary tallow amine acetate 50% SHELLSOL K (neutral hydrocarbon oil) 40% MIBC 10%
  • a pre-flotation 30 was carried out in a Denver D12 laboratory flotation chamber in the usual manner and as shown in the flow diagram of FIG. 2.
  • the cloudy 34 consisted of: the ground ore in water, 150 g of the flotation aid mixture described above per metric ton of solid in the slurry, 50 g copper sulfate as activator / foam modifier per metric ton of solid in the slurry, and 100 g ACROL® J2P 350 as pusher per metric ton of solid in the slurry.
  • the pH of the slurry was between 10.1 and 10.4.
  • the slurry 34 gave a foam product with a pre-purification concentrate 38 that contained gold and other sulfidic minerals such as iron sulfide and was contaminated with a limited amount of the gangue minerals originally present in the ground ore, and exits from the pre-flotation 36 that contained the bulk of the gangue minerals.
  • a pre-purification concentrate 38 that contained gold and other sulfidic minerals such as iron sulfide and was contaminated with a limited amount of the gangue minerals originally present in the ground ore, and exits from the pre-flotation 36 that contained the bulk of the gangue minerals.
  • the concentrate 38 was separated from the outlets 36 in a conventional manner. Samples of the exits from pre-flotation 36 and concentrate 38 were dried and analyzed; the results are shown in Table 6.
  • Example 3 The flotation process according to Example 3 was not carried out in accordance with the process of the invention.
  • An amine compound A was added to the slurry 32 according to the definition of the collector mixture according to the invention, but no thio compound B was carried out.
  • Example 3 was carried out in order to enable comparisons to be made with the results of Examples 4 to 6 which were carried out according to the method of the invention.
  • Example 3 was repeated with the following deviations:
  • a collector combination according to the invention which contained a mixture of TROCOL S50 (see Example 3) and sodium methylxanthate in different weight ratios (according to Table 5 below); the flotation process was carried out at a pH of 9.5.
  • Example 7 was performed for comparison purposes only with a collector containing only sodium ethyl xanthate and no primary or secondary amine.
  • Table 5 Additives for the milled ore of Examples 3 to 7 (g / t solids in the original slurry)
  • foaming attempts included foaming a liquid mixture of sodium ethyl xanthate and a surfactant in a container with air bubbles passed through the liquid, foaming the foam over the rim of the container, collecting the foam and determining the concentration of xanthate present therein, determining the Concentration of the xanthate present in the remaining liquid in the container and calculation of the concentration factor of the xanthate in the foam.
  • Table 7 The results of these tests are shown in Table 7 below.
  • the concentration factor was calculated by dividing the xanthate concentration in the foam by the xanthate concentration in the remaining liquid.
  • Table 7 Surfactant added to the xanthate solution Trial No. pH Ratio of surfactant: xanthate at the initial concentration Concentration factor in the foam Dodecyl sulfate 1 9.2 2: 1 1.02 Dodecylamine 2nd 9.2 2: 1 2.24 uncured tallow amine acetate 3rd 8.5 2: 1 4.20 4th 8.5 1: 1 3.60 uncured tallow amine acetate 5 9.2 2: 1 3.20 6 9.2 1: 1 1.80 7 9.2 0.50: 1 1.80 8th 9.2 0.25: 1 1.20 uncured tallow amine acetate 9 10.5 2: 1 0.60 10th 10.5 1: 1 0.70
  • the anionic surfactant, dodecyl sulfate did not interact or not associate with the xanthate; accordingly, there is no increase at all in the relative concentration of the xanthate in the foam.
  • the cationic surfactants i.e., dodecylamine and primary amine acetate
  • pH values of 10.5 which are above the pKa values of the amine salts used in these experiments, the amine no longer occurs in a cationic form; Therefore, it is not expected to interact or associate with the xanthate anion.
  • Example 3 was repeated with diisobutyldithiophosphate (dialkyldithiophosphate) instead of xanthate in the amounts given in Table 9, with an ore sample from the underflow of a cyclone from a tertiary grinding circle, which was used instead of the finely ground ores used in the previous examples; the additives explained in Table 8 were also used.
  • diisobutyldithiophosphate dialkyldithiophosphate
  • Table 8 Summary of the display properties as well as the composition and amount of additives for flotation Ground ore : Grinding size like in the underflow of a cyclone of a tertiary grinding circuit Opacity 68% by weight solid density 1.82 Flotation aids : Collector: Dialkyldithiophosphate TROCOL S50 (see example 3) additional foamer: DOWFROTH 200 Pusher: ACROL J2P 350 pH modifier: Lime (ie CaO) pH value : 11 Flotation time : 2 min
  • Examples 8 and 9 show "flash flotation", which is used when a highly enriched, small concentrate mass is required.
  • flash flotation comprises a relatively short flotation time. Accordingly, the flotation times for Examples 8 and 9 were only 2 minutes. A longer flotation time would have resulted in a higher yield of gold and sulfur, but in a less enriched concentrate of greater mass.
  • Table 9 Additives for the milled ore of Examples 8 and 9 (g / t solids in the original slurry)
  • Example No. Dialkyl dithiophosphate TROCOL S50 DOWFROTH 200 ACROL® J2P 350 8th 10th 20th 30th - 9 10th 40 30th 10th Analysis results after flotations according to Examples 8 and 9.
  • the application of gold from the concentrate after pre-flotation is more favorable when using a collector with a primary amine and a dithiophosphate than the application of gold from a collector that contains a primary amine and a xanthate (see Examples 4 to 6) contains.
  • the sulfur output in the concentrate after pre-flotation according to Examples 8 and 9, in which dithiophosphate was used together with the acetate of a primary amine is significantly lower than in Examples 4 to 6, in which the xanthate together with the acetate one primary amine was used. Accordingly, collectors containing a mixture of a primary or secondary amine and a thiophosphate in the absence of copper sulfate are for such Flotation systems are more suitable, where the application of sulfur is of secondary importance.
  • Examples 10 and 11 below were carried out with fabrication waste that had been discarded as a gold mining waste a few years ago and in which residual cyanide had decomposed in air.
  • a certain amount of fabrication exits from previous gold mining processes were milled with water to form a slurry with a grinding size of 70% ⁇ 0.074 mm (200 mesh) and a slurry density of 38% by weight solids or a density of 1.32.
  • Sulfuric acid 48 was added to the slurry to adjust the pH to 4.0.
  • the resulting mixture was conditioned in a Pachuca tank 49 for six hours.
  • the slurry 52 gave a foam product with a first concentrate 54.1, which contained gold and other sulfidic minerals and was contaminated with a limited amount of the gangue minerals originally present in the ground ore.
  • the concentrate 54.1 was separated off in the usual way; the flotation was continued with a second flotation 50.2 with the remaining turbidity 52. 10 minutes later, another foam product, which contained a second concentrate 54.2, had accumulated on the surface of the slurry.
  • the exits 56 were preserved, which contained the majority of the aisle minerals originally present in the manufacturing exits.
  • the first and second flotation 50.1, 50.2 were carried out in the usual manner and are shown in the flow diagram according to FIG. 4.
  • Concentrate 54.2 like concentrate 54.1, contained gold and other sulfidic minerals contaminated with gangue minerals. The concentrate 54.2 was separated from the outlets 56.
  • Example 10 As described in Example 10, a first flotation 60.1 was carried out, but with flotation aids 62, which included a collector mixture according to the invention and which are explained in more detail in Table 13. A concentrate 64.1 was obtained.
  • Example 10 the second flotation was carried out for 10 minutes before the resulting second concentrate 64.2 and the exits 72 were collected.
  • Flotation aids Collector: Na mercaptobenzthiazole 80 g / t Foamer: DOWFROTH 200 4 g / t Pusher: ACROL® J2P 350 60 g / t Activator / foam modifier: Copper sulfate 30 g / t pH regulator: sulfuric acid pH : 4.0 Flotation time : 10 min Analysis results of the flotation products gold Total sulfur % By weight Content g / t % Spread Salary% S % Spread Concentrate 1.

Abstract

Bei der Erzflotation werden Sammlergemische eingesetzt, die - unsubstituierte primäre und sekundäre C8-22-Alkyl- und/oder Alkenylamine und/oder deren Salze sowie - Xanthate, Dithiophosphate, Mercaptobenzthiazole, Xanthogenformiate (Alkylkohlensäure-alkylxantogensäure-anhydride) und/oder Thionocarbamate enthalten.

Description

  • Die Erfindung betrifft ein Flotationsverfahren zur Gewinnung von Mineralen, insbesondere von sulfidischen Mineralen wie Pyrit, Chalcopyrit und Pentlandit sowie von Gold, aus Erzen. Weiterhin betrifft die Erfindung ein Sammlergemisch und Flotations­hilfsmittel, die dieses Sammlergemisch enthalten.
  • Erfindungsgemäß wird ein Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus Erzen durch Flotation zur Verfügung gestellt, bei dem man gemahlenes Erz mit Wasser zu einer Erzsuspension (Trübe) mischt, in die Suspension in Gegenwart eines Sammler­systems Luft einleitet und den entstandenen Schaum zusammen mit dem darin enthaltenen Erzanteil abtrennt. Dieses Verfahren ist dadurch gekennzeichnet, daß man als Sammler ein Gemisch mit einem Gehalt an
        - mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubstituierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
        RNH₂      (I)
        R¹ R² NH      (II)
        - in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten, und wasserlöslichen Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebildeten Gruppe und
        - mindestens einer Thioverbindung B aus der aus Xanthaten, die Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xantogenformiaten (Alkylkohlensäure- alkylxanthogensäure­anhydriden) und Thionocarbamaten gebildeten Gruppe
        einsetzt.
  • Die Erfindung stellt weiterhin ein Sammlergemisch zur Verwendung in der Gewinnung von Mineralen aus Erzen durch Flotation zur Verfügung mit einem Gehalt an
        - mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubstituierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
        RNH₂      (I)
        R¹R² NH      (II)
        in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten, und wasserlöslichen Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebil­deten Gruppe und
        - mindestens einer Thioverbindung B aus der aus Xanthaten, Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xanthogen­ formiaten (Alkylkohlensäure-alkylxanthogensäure­anhydriden) und Thionocarbamaten gebildeten Gruppe.
  • Die als Aminverbindungen A eingesetzten unsubstituierten pri­mären und sekundären Amine der Formeln I und II und ihre wasser­löslichen Salze stellen bekannte Verbindungen dar, die nach be­kannten Verfahren der organischen Synthese hergestellt werden können. Die Alkyl- und Alkenylreste R, R¹ und R² in den Formeln I und II sind bevorzugt geradkettig, wie dies in den Aminen der Fall ist, die von natürlich vorkommenden Fettsäuren abgeleitet sind. Die Reste R, R¹ und R² sind deshalb bevorzugt geradkettige Octyl-, Decyl-, Dodecyl-, Tetradecyl-, Hexadecyl-, Octadecyl-, Eicosyl-, Docosyl-, Hexadecenyl-, Octadecenyl, und Docosenyl­reste. Die Amine der Formeln I und II können als definierte Einzelverbindungen eingesetzt werden. Es ist jedoch bevorzugt, Verbindungsgemische zu verwenden, in denen die Reste R, R¹ und R² jeweils innerhalb des definierten Bereichs der vorhan­denen Kohlenstoffatome unterschiedliche Kettenlängen besitzen. Von ganz besonderem Interesse ist hier ein primäres Alkyl-/Al­kenylamin der Formel I mit 10 bis 18 Kohlenstoffatomen im Rest R und seine wasserlöslichen Salze. Die Alkyl-/Alkenylreste dieses Amingemisches sind aus dem ungehärteten Fettsäuregemisch abge­leitet, das aus Rindertalg durch Fettspaltung erhalten wird. Dieses Amingemisch wird auch als "ungehärtetes Talgamin" be­zeichnet.
  • Werden wasserlösliche Salze der Amine der Formeln I und II im erfindungsgemäßen Verfahren eingesetzt, so sind dies ins­besondere Sulfate, Phosphate, Formiate, Propionate und vor­zugsweise Chloride und Acetate.
  • In einer speziellen Ausführungsform der Erfindung, die sich insbesondere für die Aufbereitung von Gold enthaltenden Erzen eignet, verwendet man als Aminverbindung A das Acetat des oben beschriebenen primären Alkyl-/Alkenylamins mit 10 bis 18 Kohlenstoffatomen. In dieser speziellen Ausführungsform ist es bevorzugt, als Thioverbindung B ein Xanthat oder ein Dialkyl­dithiophosphat einzusetzen.
  • Die als Thioverbindungen B eingesetzten Substanzen können wasserlöslich oder in Wasser unlöslich sein. Die Xanthate, Dithiophosphate und Mercaptobenzthiazole sind wasserlösliche Alkalimetallsalze. Die Xanthogenformiate und die Thionocarbamate sind wasserunlösliche, ölige Substanzen. Im einzelnen kommen folgende Substanzgruppen als Thioverbindungen B in Betracht:
    Xanthate der Formel III,
        R-O-C(S)-S⁻X⁺      (III)
    in der R einen Alkylrest mit 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten,
    die Thiophosphate der Formel IV,
        (RO)₂P(S)-S⁻ X⁺      (IV)
    in der R einen Alkylrest von 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten,
    Natrium- oder Kaliumsalze des Mercaptobenzthiazols,
    Xanthogenformiate (Alkylkohlensäure-alkylxanthogensäure-anhydri­de) der Formel V,
        R¹-O-C(S)-S-C(O)-O-R²      (V)
        in der R¹ und R² jeweils einen Alkylrest mit 1 bis 8 Kohlenstoffatomen bedeuten und
    Thionocarbamate der Formel VI,
        R¹-O-C(S)-NHR²      (VI)
        in der R¹ und R² jeweils Alkylreste mit 1 bis 8 Kohlenstoff­atomen darstellen.
  • Die genannten Thioverbindungen B stellen bekannte Verbindungen dar, die nach gängigen Verfahren der organischen Synthese her­gestellt werden können.
  • Die optimale Wirksamkeit der Thioverbindungen B ist in einem gewissen Maß von dem in der Trübe vorherrrschenden pH-Wert abhängig. Mercaptobenzthiazole, Xanthogenformiate und Thiono­carbamate können im pH-Bereich von 2 bis 11 eingesetzt werden, wobei Mercaptobenzthiazole am besten unter relativ sauren Be­dingungen wirken, während Xanthogenformiate und Thionocarbamate sowohl in alkalischen als auch in sauren Medien wirksam sind. Xanthate und Dithiophosphate wirken am besten in einem relativ alkalischen Medium im pH-Bereich von 6 bis 11,5. Soll ein Flota­tionsverfahren bei einem vorgegebenen pH-Wert durchgeführt wer­den, so ist dies bei der Auswahl der Thioverbindung B zu beach­ten. Umgekehrt ist bei vorgegebener Thioverbindung B bei der Durchführung der Flotation ein entsprechender pH-Wert in der Trübe einzustellen.
  • In dem Sammlergemisch, das in dem erfindungsgemäßen Verfahren eingesetzt wird, liegt das Gewichtsverhältnis von Aminverbindung A zu Thioverbindung B im Bereich von 1 : 9 bis 9 : 1, wobei Gewichtsverhältnisse von 1 : 4 bis 2 : 1 bevorzugt sind. Die Aminverbindungen A werden der Erzsuspension in Mengen von 1 bis 500 g pro metrischer Tonne Erz und die Thioverbindungen B in Mengen von 1 bis 500 g pro metrischer Tonne Erz zugesetzt.
  • In dem erfindungsgemäßen Verfahren kann der Trübe ein Schäumer zugesetzt werden, um den während der Flotation gebildeten Schaum zu stabilisieren. Hierfür eignen sich ins­besondere die in der Flotation als Schäumer üblichen Alkohole, Propylenglykole und Ether, beispielsweise Methylisobutylcarbinol (4 Methylpentanol-2), der in 97 %iger Reinheit unter der Be­zeichnung MIBC handelsüblich ist, Methylpolypropylenglykolether, deren Molgewicht im Zahlenmittel ca. 200 beträgt und Triethoxy­butan, das unter der Bezeichnung TEB im Handel erhältlich ist. Für die Zwecke der Erfindung wird Methylisobutylcarbinol be­vorzugt.
  • Zur Einstellung eines geeigneten pH-Wertes, der die Wirksamkeit der eingesetzten Aminverbindungen A und Thioverbindungen B fördert, können der Trübe in der Flotation übliche saure oder basische Mittel zugesetzt werden, beispielsweise Natriumsilikat, Kalk (Calciumoxid) und anorganische oder organische Säuren. Dabei ist darauf zu achten, daß das Mittel zur Einstellung des pH-Wertes gemäß dem jeweils zu gewinnenden Mineral und der jeweils eingesetzten Sammlerkombination auszuwählen ist, damit ein Flotationsmedium geeigneter Acidität oder Alkalinität erhalten wird.
  • Weiterhin können der Trübe im erfindungsgemäßen Verfahren gegebe­nenfalls geeignete übliche Drücker zugegeben werden, die die Auf­gabe haben, die Flotation von unerwünschten Gangartmineralen zu verhindern. Die Drücker verbinden sich, normalerweise durch Ad­sorption, mit den Gangartmineralen und verhindern deren Auf­schwimmen. Auf diese Weise wird die Abtrennung der Gangartminera­le von dem zu gewinnenden Mineral gefördert. Geeignete Drücker für das erfindungsgemäße Verfahren sind insbesondere Guargummen und Dextrine. Besonders bevorzugt ist hier ein chemisch modifizier­tes Guargummi mit einer linearen Kette von beta-D-Mannopyranose­einheiten, die mit einzelgliedrigen, als Seitenketten auftretenden alpha-D-Galaktopyranosylresten 1,4-verknüpft sind. Die chemische Modifizierung umfaßt die Depolymerisation des Guargummis zur Ver­minderung des Molekulargewichts und die Substitution von Hydroxyl­gruppen in der Guarstruktur durch anionische Gruppen. In einem handelsüblichen Produkt, das unter der Bezeichnung ACROL® J2P 350 vertrieben wird, ist der Substitutionsgrad 0,1.
  • Zur Aktivierung der zu flotierenden sulfidischen Minerale können der Trübe in dem erfindungsgemäßen Verfahren übliche Aktivatoren zugesetzt werden. Als Aktivator hat sich insbesondere Kupfersul­fat als geeignet erwiesen, das zusätzlich die Eigenschaft hat, die Struktur des gebildeten Schaumes günstig zu modifizieren.
  • Die in dem erfindungsgemäßen Verfahren zusätzlich zu den Amin­verbindungen A und den Thioverbindungen B eingesetzten üblichen Flotationshilfsmittel wie Schäumer, Drücker und Aktivatoren werden in den für solche Flotationsverfahren bekannten und üblichen Mengen der Trübe zugesetzt. Die genannten alkalischen oder sauren Mittel werden in den Mengen eingesetzt, die für die Einstellung des gewünschten pH-Wertes notwendig sind.
  • Das in dem erfindungsgemäßen Verfahren zu verwendende Sammler­gemisch kann neben den Aminverbindungen A und den Thioverbindun­gen B als weitere Komponenten Substanzen enthalten, die für ihre Sammlereigenschaften bekannt sind. Als besonders geeignet für diesen Zweck haben sich Kohlenwasserstofföle erwiesen, insbeson­ dere neutrale aliphatische und aromatische Lösemittel mit Siede­punkten im Bereich von 160 bis 260 °C. Bevorzugt sind Kohlenwasser­stofföle mit niedrigem Aromatengehalt und einem Siedebereich von 190 bis 225 °C.
  • Die Aminverbindungen A, die Thioverbindungen B und die übrigen im erfindungsgemäßen Verfahren zu verwendenden Hilfsmittel können einzeln und nacheinander den zu flotierenden Trüben zugesetzt werden. Für die praktische Durchführung des Verfahrens kann es von Vorteil sein, wenn vorgemischte Kombinationen aus zwei oder mehreren Hilfsstoffen zur Verfügung gestellt werden, in denen die Komponenten in einem vorgegebenen Gewichtsverhältnis zueinander vorliegen. Als besonders vorteilhaft hat sich hier ein Flotationshilfsmittelgemisch erwiesen, das einen Gehalt an
        - mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubstituierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
        RNH₂      (I)
        R¹R²NH      (II)
        in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten, und Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebildeten Gruppe,
        - einem neutralen Kohlenwasserstofföl und
        - einem Schäumer
    in einem Gewichtsverhältnis von (4 - 6) : (3 - 5) : 1 aufweist und zur Verwendung in Verbindung mit mindestens einer Thiover­ bindung B aus der aus Xanthaten, Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xanthogenformiaten (Alkylkohlen­säure-alkylxanthogensäure-anhydriden) und Thiocarbamaten gebildeten Gruppe bestimmt ist.
  • Das Verfahren der Erfindung ist gekennzeichnet durch den Einsatz einer bestimmten, definierten Sammlerkombination. Die Durchführung der Flotation erfolgt unter den allgemeinen Bedingungen, die für die Verfahren des Standes der Technik bekannt sind. In diesem Zusammenhang sei auf die folgenden Literaturstellen zum techno­logischen Hintergrund der Erzaufbereitung verweisen: H.Schubert, Aufbereitung fester mineralischer Stoffe, Leipzig, 1967; B. Wills, Mineral Processing Technology Plant Design, New York, 1978; D.B. Purchas (ed.), Solid-Liquid Separation Equipment Scale-up, Croydon, 1977; E.S.Perry, C.J. van Oss, E. Grushka (ed.), Separation and Purification Methods, New York, 1973 bis 1978.
  • Das Verfahren der Erfindung ist besonders geeignet zur Anwendung bei sulfidischen Mineralerzen sowie für die Gewinnung von Gold, Platin, Uran, Kupfer, Zink, Nickel, Kobald, Silber, Blei und Eisen.
  • In den folgenden Beispielen sind Prozentangaben ohne weiteren Zusatz immer in Gewichtsprozent.
  • Die Erfindung wird im folgenden anhand bevorzugter Ausfüh­rungsbeispiele sowie unter Bezugnahme auf die Zeichnungen erläutert. Es zeigen:
    • Fig. 1 ein Fließbild eines Flotationsverfahrens, das in den Beispielen 1 und 2 eingesetzt wird;
    • Fig. 2 ein Fließbild eines Flotationsverfahrens, das in den Beispielen 3 bis 9 eingesetzt wird;
    • Fig. 3 eine graphische Darstellung der gemäß den Beispielen 3 bis 7 erhaltenen Ergebnisse;
    • Fig. 4 ein Fließbild eines Flotationsverfahrens, das in Beispiel 10 eingesetzt wird, und
    • Fig. 5 ein Fließbild eines Flotationsverfahrens, das in Beispiel 11 eingesetzt wird.
  • Die folgenden Beispiel 1 bis 9 betreffen Flotationsverfahren mit Golderzproben mit der folgenden Zusammensetzung bzw. im wesentlichen entsprechend dieser Zusammensetzung:
  • Zusammensetzung des Golderzes:
  • Quartzit      90 - 95 %
    Chlorit      1 - 2 %
    Pyrophyllit      3 - 5 %
    Cerussit      1 - 2 %
    Pyrit      0,5 - 1,0 %
    Uraninit      Spuren
    Kerogen      Spuren; 0,2 %
    Kohlenstoff      Spuren
    andere Sulfide (Pyrrhotit, Galenit, Chalcopyrit)      Spuren
    Gold (Metall)      Spuren
  • Die Gangklassifikation entspricht derjenigen von Konglome­raten.
  • Weiterhin wird in den folgenden Beispielen ein primäres Alkyl-/Alkenylamin der Formel RNH₂ (I) mit 10 bis 18 Kohlen­stoffatomen (ungehärtetes Talgamin) als Sammler eingesetzt, in dem für R folgende Kettenlängenverteilung gilt:
    C₁₀ - 0,5 %
    C₁₂ - 2,0 %
    C₁₄ - 3 - 5 %
    C₁₆ - 28 - 35 %
    C₁₈ - 58 - 67 %
  • Die Jodzahl beträgt 35 bis 55.
  • Beispiel 1. Flotation eines südafrikanischen Golderzes.
  • Eine bestimmte Menge südafrikanisches Golderz wurde mit Wasser zu einer Trübe mit einer solchen Teilchengröße vermahlen, daß 70 % der Teilchen durch ein Sieb mit 0,074 mm-Öffnungen (200 mesh) gingen. Der Feststoffgehalt der Trübe betrug 38 Gew.-%, ihre Dichte 1,32.
  • Die Vorflotation 10 und die Reinigungsflotation 12 wurden in üblicher Weise in einer Denver-12-Laborflotationszelle durch­geführt. Die Flotationsschritte sind in Form eines Fließbildes in Fig. 1 dargestellt.
  • Die Vorflotation 10 wurde in üblicher Weise mit einer Trübe 16 durchgeführt, die Wasser, gemahlenes Erz und Flotationshilfs­mittel enthielt. Die Flotationshilfsmittel umfaßten ein Xanthat und ein primäres Amin, die zusammen ein Sammlergemisch (a) gemäß der Erfindung bilden, weiterhin einen Drücker (b) sowie Kupfersulfat (c). Einzelheiten für die Reagentien werden im folgenden wiedergegeben.
  • Zugesetzte Reagentien:
    • (a) Sammlergemisch gemäß der Erfindung, enthaltend
      - Natrium-n-propylxanthat (SNPX) in einer Menge von 50 g pro metrischer Tonne Feststoffe in der Trübe;
      - ein Acetat des weiter oben beschriebenen ungehärteten Talgamins in einer Menge von 50 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe; und
      - einen Schäumer, bestehend aus einem Methylpolypropy­lenglykolether der Formel CH-(OC₃H₆)x- OH4 mit einem mittleren Molekulargewicht von ca. 200 (DOWFROTH 200) in einer Menge von 20 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe;
    • (b) ein Drücker in Form eines chemisch modifizierten Guargummis (ACROL® J2P 350) in einer Menge von 10 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe; und
    • (c) ein Aktivator/Schaummodifikator in Form von 35 g Kupfersulfat pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe; und
    • (d) Kalk zur Einstellung des pH-Wertes der Trübe auf 9,2.
  • Die Additive (b), (c) und (d) wurden getrennt voneinander der Trübe zugesetzt, desgleichen die Xanthat-, Amin- und Schäumerbestandteile des Sammlergemisches (a).
  • 15 min nach dem Beginn der Vorflotation 10 erhielt man aus der Trübe 16 als Schaumprodukt ein Konzentrat nach Vorreinigung 17, das Gold und andere sulfidische Minerale (z.B. Eisensulfid) enthielt und mit einer begrenzten Menge von Gangmineralen verunreinigt war, und daneben Abgänge der Vorflotation 18, die den Hauptteil der ursprünglich in dem gemahlenen Erz vorhandenen Gangmineralen enthielten. Das Konzentrat aus der Vorflotation 17 wurde von den Abgängen der Vorflotation 18 abgetrennt; Proben der Abgänge 18 wurden getrocknet und auf üblichem Wege analysiert. Die Analysener­gebnisse sind in der Tabelle 2 zusammengefaßt.
  • Die Reinigungsflotation 12 wurde mit einer Trübe nach Vorflo­tation 22 durchgeführt, die Wasser und das Konzentrat nach Vorreinigung 17 zusammen mit weiteren Anteilen Aktiva­tor/Schaummodifikator und Drücker der unten erläuterten Additive (d) und (e) enthielt.
  • Für die Reinigungsflotation 12 wurden die folgenden Reagentien zugesetzt:
    • (d) Kupfersulfat in einer Menge von 5 g pro metrischer Tonne Feststoff in der ursprünglich eingesetzten Trübe 16;
    • (e) chemisch modifiziertes Guargummi (ACROL® J2P 350) in einer Menge von 10 g pro metrischer Tonne Feststoff in der ursprünglich eingesetzten Trübe 16.
  • 5 min nach dem Beginn der Reinigungsflotation 12 ergab die Trübe nach Vorflotation ein Schaumprodukt mit einem Konzentrat nach Reinigung 24, das Gold und andere sulfidische Minerale, verunreinigt mit einem verringerten Anteil an Gangmineralen, enthielt, sowie Abgänge der Reinigungsflotation 26 mit den restlichen Gangmineralen aus dem Konzentrat nach Vorreinigung 17. Proben des Konzentrats 24 und der Abgänge 26 wurden getrocknet und mittels üblicher Methoden analysiert; die erhaltenen Ergebnisse sind in der Tabelle 2 zusammengefaßt. Wenn nichts anderes angegeben ist, wurden die in Tabelle 1 zusammengefaßten Additive der ursprünglich eingesetzten Trübe für die Vorflotation zugesetzt. Tabelle 1
    Zusammenfassung der Erzeigenschaften sowie der Zusammensetzung und Menge der Additive für die Vor- und Reinigungsflotation.
    Gemahlenes Erz: Mahlgröße 70 % < 0,074 mm (200 mesh)
    Trübedichte 38 Gew.-% Feststoff
    Dichte 1,32
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Na-n-Propylxanthat 50 g/t
    und primäres Aminacetat 50 g/t
    Schäumer: DOWFROTH 200 20 g/t
    Drücker: ACROL® J2P 350 60 g/t für Vorflotation
    10 g/t für Reinigungsflotation
    Aktivator/Schaummodifikator: Kupfersulfat 35 g/t für Vorflotation
    5 g/t für Reinigungsflotation
    pH: 9,2
    Flotationszeit: 15 min für Vorflotation
    5 min für Reinigungsflotation
    Tabelle 2
    Analysenergebnisse für Vor- und Reinigungsflotation
    Gold Gesamtschwefel
    Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    Konzentrat nach Reinigung 2,9 7,2 40,8 32,85 81,6
    Abgänge der Reinigungsflotation 2,9 1,98 11,2 3,19 7,9
    Abgänge der Vorflotaion 94,2 0,26 48,0 0,13 10,5
    Berechnet für Flotationsaufgabe 100,0 0,511 100,0 1,17 100,0
  • In einem kontinuierlichen Flotationsverfahren können die Abgänge nach Reinigung 26 rezirkuliert und der Trübe vor der Vorflotation 16 beigegeben werden.
  • Beispiel 2: Flotation eines südafrikanischen Golderzes:
  • Beispiel 1 wurde mit den unten in Tabelle 3 zusammengefaßten Additiven wiederholt. Wenn nichts anderes angegeben ist, wurden die Additive der ursprünglich eingesetzten Trübe zugegeben; die Mengenangaben beziehen sich auf g/metrische Tonne Feststoff in der ursprünglich eingesetzten Trübe. Tabelle 3
    Zusammenfassung der Erzeigenschaften sowie der Zusammensetzung und Mengen der zugesetzten Additive für die Vor- und Reinigungsflotation.
    Gemahlenes Erz: Mahlgröße 70 % < 0,74 mm (200 mesh)
    Trübedichte 38 %
    Dichte 1,32
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Na-n-Propylxanthat 50 g/t
    und primäres Aminacetat 25 g/t
    und Kohlenwasserstofföl* 20 g/t
    und Methylisobutylcarbinol (MIBC; Schäumer) 5 g/t
    Zusätzlicher Schäumer: DOWFROTH 200 20 g/t
    Drücker: ACROL® J2P 350 20 g/t für Vorflotation
    10 g/t für Reinigungsflotation
    Aktivator/Schaummodifikator: Kupfersulfat 35 g/t für Vorflotation
    5 g/t für Reinigungsflotation
    pH: 9,2
    Flotationszeit: 15 min für Vorflotation
    5 min für Reinigungsflotation
    *) Kohlenwasserstofföl mit einem Siedebereich von 190 bis 225 °C; Aromatengehalt von 0,5 % V/V, Dichte bei 20 °C 0,785; Flammenpunkt 65 °C (SHELLSOL® K)
  • Das primäre Aminacetat wurde mit SHELLSOL K und MIBC vor der Zugabe zu Trübe vermischt. Ein Gemisch von ungehärteten primären Talgaminacetaten, SHELLSOL K und MIBC weist eine flüssige Konsistenz auf und läßt sich daher leichter handhaben als das Amin selbst (wie in Beispiel 1 verwendet), das eine pastenartige Konsistenz hat. Weiterhin wurde in diesem Bei­spiel eine um die Hälfte kleinere Menge des Amins der ur­sprünglich eingesetzten Trübe zugesetzt; die erhaltenen Ergebnisse sind im Vergleich zu denjenigen des Beispiels 1 dennoch vorteilhaft. Es ist zu beachten, daß der Chemikalien­aufwand für die Flotation gemäß Beispiel 2 erheblich unterhalb demjenigen des Beispiels 1 liegt. Tabelle 4
    Analysenergebnisse für Vor- und Reinigungsflotation
    Gold Gesamtschwefel
    Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    Konzentrat nach Reinigung 2,8 8,5 44,9 32,25 81,0
    Abgänge der Reinigungsflotation 2,0 1,78 6,7 2,5 4,5
    Abgänge der Vorflotation 95,2 0,27 48,4 0,17 14,5
    Berechnet für Flotationsaufgabe 100,0 0,53 100,0 1,12 100,0
  • Beispiel 3: Flotation eines südafrikanischen Golderzes.
  • Eine bestimmte Menge südafrikanisches Golderz wurde in Wasser zu einer Trübe mit den folgenden Eigenschaften vermahlen:
    Mahlgröße des Erzes      70 % < 0,833 mm (20 mesh)
    Trübedichte      24 % Gew.-% Feststoff
    Dichte      1,18
  • Ein handelsübliches Sammlergemisch, das unter der Handelsbe­zeichnung TROCOL S50 vertrieben wird, wurde durch Vermischen der folgenden Komponenten hergestellt:
    Gewichtshältnis
    ungehärtetes primäres Talgaminacetat 50 %
    SHELLSOL K (neutrales Kohlenwasserstofföl) 40 %
    MIBC 10 %
  • In einer Denver D12-Laborflotationskammer wurde eine Vorflo­tation 30 in üblicher Weise und wie in dem Fließschema der Fig. 2 dargestellt, durchgeführt. Die Trübe 34, bestand aus:
    dem gemahlenen Erz in Wasser,
    150 g des oben beschriebenen Flotationshilfsmittelgemisches pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe,
    50 g Kupfersulfat als Aktivator/Schaummodifikator pro me­trischer Tonne Feststoff in der Trübe, und
    100 g ACROL® J2P 350 als Drücker pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe.
  • Der pH-Wert des der Trübe lag zwischen 10,1 und 10,4.
  • 10 min nach dem Beginn der Flotation ergab die Trübe 34 ein Schaumprodukt mit einem Konzentrat nach Vorreinigung 38, das Gold und andere sulfidische Minerale wie Eisensulfid enthielt und mit einer begrenzten Menge der ursprünglich in dem gemah­lenen Erz vorhandenen Gangminerale verunreinigt war, sowie Abgänge der Vorflotation 36, die den Hauptteil der Gangmine­ralien enthielten.
  • Das Konzentrat 38 wurde in üblicher Weise von den Abgängen 36 abgetrennt. Proben der Abgänge aus der Vorflotation 36 und des Konzentrats 38 wurden getrocknet und analysiert; die Ergeb­nisse sind in der Tabelle 6 verzeichnet.
  • Das Flotationsverfahren gemäß Beispiel 3 wurde nicht entspre­chend dem Verfahren der Erfindung durchgeführt. Der Trübe 32 wurde zwar eine Aminverbindung A gemäß der Definition des erfindungsgemäßen Sammlergemisches zugesetzt, jedoch keine Thioverbindung B. Beispiel 3 wurde durchgeführt, um Vergleiche mit den Ergebnissen der Beispiele 4 bis 6 zu ermöglichen, die gemäß dem Verfahren der Erfindung durchgeführt wurden.
  • Beispiele 4 bis 7: Weitere Flotationen des gemahlenen Erzes aus Beispiel 3.
  • Das Beispiel 3 wurde mit folgenden Abweichungen wiederholt:
    In den Beispielen 4 bis 6 wurde eine Sammlerkombination gemäß der Erfindung eingesetzt, die ein Gemisch von TROCOL S50 (siehe Beispiel 3) und Natriummethylxanthat in verschiedenen Gewichtsverhältnissen (gemäß der unten wiedergegebenen Tabelle 5) enthielt; das Flotationsverfahren wurde bei einem pH-Wert von 9,5 durchgeführt. Beispiel 7 wurde lediglich zu Ver­gleichszwecken mit einem Sammler durchgeführt, der nur Natriumethylxanthat und kein primäres oder sekundäres Amin enthielt. Tabelle 5
    Additive für das gemahlene Erz der Beispiele 3 bis 7 (g/t Feststoff in der ursprünglichen Trübe)
    Beispiel Nr. Natriumethylxanthat TROCOL 350 Kupfersulfat ACROL ® J2P 350
    3 - 150 50 100
    4 50 100 50 100
    5 75 75 50 100
    6 100 50 50 100
    7 150 - 50 100
    Tabelle 6
    Analysenergebnisse der Vorflotationen gemäß Beispielen 3-7.
    Gold Gesamtschwefel
    Bsp. Nr. Produkt Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    3 Konzentrat 2,62 260,0 81,39 4,71 13,39
    Abgänge 97,38 1,6 18,61 0,91 100,00
    Ber. für Aufgabe 100,00 8,4 100,00 0,91 100,00
    4 Konzentrat 4,89 166,0 91,43 17,50 0,91
    Abgänge 95,11 0,8 8,57 0,09 9,09
    Ber. für Aufgabe 100,00 8,9 100,00 0,94 100,00
    5 Konzentrat 3,29 266,0 88,50 19,67 66,30
    Abgänge 96,71 1,0 11,50 0,34 33,70
    Ber. für Aufgabe 100,00 8,4 100,00 0,98 100,00
    6 Konzentrat 2,25 229,0 80,20 17,74 43,99
    Abgänge 97,75 1,3 19,80 0,52 56,01
    Ber. für Aufgabe 100,00 6,4 100,00 0,91 100,00
    7 Konzentrat 1,85 447,0 83,97 2,60 5,08
    Abgänge 98,16 1,6 16,03 0,91 94,92
    Ber. für Aufgabe 100,00 9,8 100,00 0,94 100,00
  • Die Zahlenangaben in % für das Ausbringen an Gold und Gesamt­schwefel wurden in einer graphischen Darstellung zusammenge­faßt, die Fig. 3 der Zeichnungen zeigt. Es ergibt sich aus der Darstellung, daß das Ausbringen an Schwefel verbessert wurde, wenn ein Sammlergemisch gemäß der Erfindung, bestehend aus einem Gemisch eines Amins (im TROCOL S50) mit einem Xanthat anstelle des Amins ohne das Xanthat (Beispiel 3) oder des Xanthats ohne das Amin (Beispiel 7) verwendet wurde. Das Ausbringen an Schwefel nahm gemäß den Beispielen 4 bis 6 ab, wenn der Anteil an TROCOL in dem Sammlergemisch abnahm. Es ergibt sich weiterhin aus der Kurve, daß das Ausbringen an Gold in den Beispielen 4 und 5 verbessert wurde, während es im Beispiel 6 geringfügig kleiner als bei den Beispielen 3 und 7 war. Daraus ergibt sich, daß ein bevorzugter Anteil von TROCOL bei über 50 Gew.-% des vorhandenen Xanthats liegt.
  • Die Ergebnisse der obigen Beispiele legen nahe, daß zwischen dem Amin und dem Xanthat eine Wechselwirkung stattfindet. Dabei scheint es sich um eine Assoziation, wahrscheinlich eine ionische Assoziation zwischen diesen Verbindungen zu handeln, obwohl eine chemische Reaktion nicht auftritt. Weitere Anzei­chen für eine Wechselwirkung oder ionische Assoziation wurden in Schäumungsversuchen erhalten.
  • Diese Schäumungsversuche umfaßten das Aufschäumen einer flüssigen Mischung von Natriumethylxanthat und eines oberflächenaktiven Mittels in einem Behälter unter Durchleiten von Luftblasen durch die Flüssigkeit, ein Überschäumen des Schaums über den Behälterrand, das Sammeln des Schaums und die Bestimmung der darin vorhandenen Konzentration von Xanthat, das Bestimmen der Konzentration des in der zurückbleibenden Flüssigkeit in dem Behälter vorhandenen Xanthats und die Berechnung des Konzentrationsfaktors des Xanthats in dem Schaum. Die Ergebnisse dieser Versuche werden weiter unten in der Tabelle 7 wiedergegeben.
  • In einem ersten dieser Versuche wurde ein anionisches oberflächenaktives Mittel, nämlich Dodecylsulfat, bei einem pH-Wert von 9,2 eingesetzt. In einem zweiten Versuch wurde kationisches Dodecylamin als oberflächenaktives Mittel bei einem pH-Wert von 9,2 verwendet. In weiteren acht Versuchen (Versuche 3 bis 10) wurden Acetate des primären ungehärteten Talgamins als kationische oberflächenaktive Mittel bei unter­schiedlichen pH-Werten und in unterschiedlichen Verhältnissen von oberflächenaktiven Mittels zu Xanthat gemäß der unten wiedergegebenen Tabelle 7 eingesetzt.
  • Der Konzentrationsfaktor wurde berechnet, indem die Xanthatkonzentration in dem Schaum durch die Xanthatkonzentration in der zurückbleibenden Flüssigkeit geteilt wurde. Tabelle 7
    Zu der Xanthatlösung gegebenes Tensid Versuch Nr. pH Verhältnis Tensid : Xanthat bei Anfangskonzentration Konzentrationsfaktor im Schaum
    Dodecylsulfat 1 9,2 2 : 1 1,02
    Dodecylamin 2 9,2 2 : 1 2,24
    ungehärtetes Talgaminacetat 3 8,5 2 : 1 4,20
    4 8,5 1 : 1 3,60
    ungehärtetes Talgaminacetat 5 9,2 2 : 1 3,20
    6 9,2 1 : 1 1,80
    7 9,2 0,50 : 1 1,80
    8 9,2 0,25 : 1 1,20
    ungehärtetes Talgaminacetat 9 10,5 2 : 1 0,60
    10 10,5 1 : 1 0,70
  • Wie sich aus der Tabelle 7 ergibt und wie erwartet werden konnte, trat das anionische Tensid, Dodecylsulfat, nicht in Wechselwirkung bzw. assoziierte nicht mit dem Xanthat; dem­entsprechend ergibt sich überhaupt kein Anstieg bezüglich der relativen Konzentration des Xanthats in dem Schaum. Es ergab sich jedoch ein signifikanter Anstieg der Xanthatkonzentration in dem Schaum, wenn die kationischen Tenside (d.h. Dodecylamin und primäres Aminacetat) bei geeigneten pH-Werten eingesetzt wurden. Bei pH-Werten von 10,5, die oberhalb der pKa-Werte der in diesen Versuchen verwendeten Aminsalze liegen, tritt das Amin nicht mehr in kationischer Form auf; es ist daher nicht zu erwarten, daß es mit dem Xanthatanion in Wechselwirkung tritt oder assoziiert.
  • Beispiele 8 und 9: Flotation eines südafrikanischen Golderzes.
  • Beispiel 3 wurde mit Diisobutyldithiophosphat (Dialkyldithio­phosphat) anstelle von Xanthat in den in der Tabelle 9 angege­benen Mengen wiederholt, und zwar mit einer Erzprobe aus dem Unterstrom eines Cyclons aus einem tertiären Mahlkreis, die anstelle der in den vorigen Beispielen eingesetzten feiner gemahlenen Erze verwendet wurde; weiterhin wurden die in Tabelle 8 erläuterten Additive eingesetzt. Tabelle 8
    Zusammenfassung der Erzeigenschaften sowie der Zusammensetzung und Menge der Additive für die Flotation
    Gemahlenes Erz: Mahlgröße wie in dem Unterstrom eines Cyclons eines tertiären Mahlkreises
    Trübedichte 68 Gew.-% Feststoff
    Dichte 1,82
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Dialkyldithiophosphat TROCOL S50 (siehe Beispiel 3)
    zusätzlicher Schäumer: DOWFROTH 200
    Drücker: ACROL J2P 350
    pH-Modifikator: Kalk (d.h. CaO)
    pH-Wert: 11
    Flotationszeit: 2 min
  • Beispiele 8 und 9 zeigen eine "flash flotation", die einge­setzt wird, wenn eine hoch angereicherte, kleine Konzen­tratmasse erforderlich ist. Die "flash flotation" umfaßt definitionsgemäß eine relativ kurze Flotationszeit. Demgemäß betrugen die Flotationszeiten für die Beispiele 8 und 9 lediglich 2 min. Eine längere Flotationszeit hätte eine höhere Ausbeute an Gold und Schwefel ergeben, jedoch in einem weniger angereicherten Konzentrat größerer Masse. Tabelle 9
    Additive für das gemahlene Erz der Beispiele 8 und 9 (g/t Feststoff in der ursprünglichen Trübe)
    Bsp. Nr. Dialkyldithiophosphat TROCOL S50 DOWFROTH 200 ACROL® J2P 350
    8 10 20 30 -
    9 10 40 30 10
    Tabelle 10
    Analysenergebnisse nach Flotationen gemäß den Beispielen 8 und 9.
    Gold Gesamtschwefel
    Bsp. Nr. Produkt Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    8 Konzentrat 2,8 804,00 86,4 1,47 3,5
    Abgänge 97,2 3,65 13,6 1,18 96,5
    Ber. für Aufgabe 100,00 26,10 100,00 1,19 100,00
    9 Konzentrat 3,0 855,00 85,5 9,49 24,4
    Abgänge 97,0 3,45 11,5 0,91 75,6
    Ber. für Aufgabe 100,0 29,00 100,00 1,17 100,00
  • Wie sich aus Tabelle 10 ergibt, ist das Ausbringen an Gold aus dem Konzentrat nach Vorflotation beim Einsatz eines Sammlers mit einem primären Amin und einem Dithiophosphat günstiger als das Ausbringen an Gold bei einem Sammler, der ein primäres Amin und ein Xanthat (vgl. Beispiele 4 bis 6) enthält. Das Ausbringen an Schwefel in dem Konzentrat nach Vorflotation gemäß den Beispielen 8 und 9, bei denen Dithiophosphat zu­sammen mit dem Acetat eines primären Amins verwendet wurden, ist jedoch deutlich niedriger als bei den Beispielen 4 bis 6, bei denen das Xanthat zusammen mit dem Acetat eines primären Amins verwendet wurde. Demgemäß sind Sammler, die in Abwesen­heit von Kupfersulfat ein Gemisch aus einem primären oder sekundären Amin und einem Thiophosphat enthalten, für solche Flotationssysteme besser geeignet, bei denen das Ausbringen an Schwefel von sekundärer Bedeutung ist.
  • Die folgenden Beispiele 10 und 11 wurden mit Fabrikationsabgängen durchgeführt, die vor einigen Jahren als Abfall aus einem Goldgewinnungsverfahren verworfen worden waren und in denen sich Restcyanid an der Luft zersetzt hatte.
  • Beispiel 10: Flotation von Fabrikationsabgängen.
  • Eine bestimmte Menge Fabrikationsabgängen aus früheren Gold­gewinnungsverfahren wurde mit Wasser zu einer Trübe mit einer Mahlgröße von 70 % < 0,074 mm (200 mesh) und einer Trübedichte von 38 Gew.-% Feststoff bzw. einer Dichte von 1,32 gemahlen. Der Trübe wurde Schwefelsäure 48 zur Einstellung eines pH-­Wertes von 4,0 zugesetzt. Das erhaltene Gemisch wurde sechs Stunden in einem Pachuca-Tank 49 konditioniert.
  • Es erfolgte zunächst eine erste Flotation 50.1 in üblicher Weise mit der ursprünglich eingesetzten Trübe 52, die aus dem gemahlenen Erz in Wasser und den folgenden Flotationshilfs­mitteln 54 bestand:
    Natriummercaptobenzthiazol (SENKOL® 50) in einer Menge von 80 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe, als Sammler,
    ACROL® J2P 350 in einer Menge von 60 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe, als Drücker
    DOWFROTH 200 in einer Menge von 20 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe, als Schäumer, und
    Kupfersulfat in einer Menge von 60 g pro metrischer Tonne Feststoff in der Trübe, zur Aktivierung von sulfidischen Mineralen und Schaummodifizierung.
  • 5 min nach dem Beginn der Flotation 50.1 ergab die Trübe 52 ein Schaumprodukt mit einem ersten Konzentrat 54.1, das Gold und andere sulfidische Minerale enthielt und mit einer be­grenzten Menge der ursprünglich in dem gemahlenen Erz vor­handenen Gangminerale verunreinigt war. Das Konzentrat 54.1 wurde in üblicher Weise abgetrennt; die Flotation wurde mit einer zweiten Flotation 50.2 mit der verbliebenen Trübe 52 fortgeführt. 10 min danach hatte sich ein weiteres Schaumpro­dukt an der Oberfläche der Trübe angesammelt, das ein zweites Konzentrat 54.2 enthielt. Daneben wurden die Abgänge 56 erhalten, die den größten Teil der ursprünglich in den Fabri­kationsabgängen vorhandenen Gangminerale enthielten.
  • Die erste und zweite Flotation 50.1, 50.2 wurden in üblicher Weise durchgeführt und sind in dem Fließschema gemäß Figur 4 wiedergegeben.
  • Das Konzentrat 54.2 enthielt ebenso wie das Konzentrat 54.1 Gold und andere sulfidische Minerale, verunreinigt mit Gang­mineralen. Das Konzentrat 54.2 wurde von den Abgängen 56 abgetrennt.
  • Das Konzentrat 54.1, das Konzentrat 54.2 und die Abgänge 56 wurden getrocknet und auf üblichem Wege analysiert. Die Ergebnise der Analyse sind in Tabelle 12 zusammengefaßt. Tabelle 11
    Zusammenfassung der Eigenschaften der Fabrikationsabgänge sowie Zusammensetzung und Menge von Additiven für die erste und zweite Flotation.
    Gemahlenes Erz: Mahlgröße 70 % < 0,074 mm (200 mesh)
    Trübedichte 38 Gew.-% Feststoff
    Dichte 1,32
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Na-Mercaptobenzthiazol 80 g/t
    Schäumer: DOWFROTH 200 20 g/t
    Drücker: ACROL® J2P 350 60 g/t
    Aktivator/Schaummodifikator: Kupfersulfat 60 g/t
    Flotations-pH: 9,2
    Flotationszeit: 5 min für die erste Flotation
    10 min für die zweite Flotation
    Tabelle 12
    Analysenergebnisse der Flotationsprodukte
    Gold Gesamtschwefel
    Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    Konzentrat 1 1,6 5,2 21,1 28,76 55,0
    Konzentrat 2 1,7 5,25 22,7 11,92 24,2
    Konzentrate 1+2 3,3 5,22 43,8 20,08 79,2
    Abgänge 96,7 0,23 56,2 0,18 20,8
    ber. für Aufgabe 100,0 0,40 100,0 0,83 100,0
  • Beispiel 11: Flotation von Fabrikationsabgängen.
  • Eine bestimmte Menge Fabrikationsabgängen aus früheren Gold­gewinnungsverfahrens wurde mit Wasser zu einer Trübe vermah­len. Der Trübe wurde Kalk 58 zur Einstellung eines pH-Wertes von 9,2 zugesetzt; das erhaltene Gemisch wurde 45 min in einem Pachuca-Tank 59 konditioniert.
  • Wie in Beispiel 10 beschrieben wurde eine erste Flotation 60.1 durchgeführt, jedoch mit Flotationshilfsmitteln 62, die ein Sammlergemisch gemäß der Erfindung einschlossen und die in der Tabelle 13 näher erläutert werden. Es wurde ein Konzentrat 64.1 erhalten.
  • Nach der ersten Flotation 60.1 wurde eine zweite Flotation 60.2 in üblicher Weise wie in Beispiel 10 beschrieben durch­geführt, wobei man ein zweites Konzentrat 64.2 erhielt. Vor der zweiten Flotation 60.2 wurde jedoch
    • a) der pH-Wert der restlichen Trübe durch Zugabe von Schwefelsäure 66 auf 4 eingestellt und die Trübe bei diesem pH-Wert etwa 45 min in einem Pachuca-Tank kondi­tioniert; anschließend wurden
    • b) die Flotationshilfsmittel 70 gemäß Tabelle 13 zugesetzt.
  • Wie in Beispiel 10 wurde die zweite Flotation 10 min lang durchgeführt, bevor das entstandene zweite Konzentrat 64.2 und die Abgänge 72 gesammelt wurden. Tabelle 13
    Zusammenfassung der Erzeigenschaften und der Zusammensetzung sowie der Menge von Additiven für die erste und zweite Flotation.
    A. Für die erste Flotation.
    Gemahlenes Erz: Mahlgröße 70 % < 0,074 mm (200 mesh)
    Trübedichte 38 Gew.-% Feststoff
    Dichte 1,32
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Na-n-propylxanthat 10 g/t
    und TROCOL S50 (s. Beispiel 3) 10 g/t
    Schäumer: DOWFROTH 200 12 g/t
    Drücker: ACROL® J2P 350 40 g/t
    Aktivator/Schaummodifikator: Kupfersulfat 40 g/t
    pH-Regulator: Kalk (CaO)
    pH: 9,2
    Flotationszeit: 5 min
    Tabelle 13 (Fortsetzung)
    B. Für das zweite Verfahren.
    Flotationshilfsmittel:
    Sammler: Na-Mercaptobenzthiazol 80 g/t
    Schäumer: DOWFROTH 200 4 g/t
    Drücker : ACROL® J2P 350 60 g/t
    Aktivator/Schaummodifikator: Kupfersulfat 30 g/t
    pH-Regulator: Schwefelsäure
    pH: 4,0
    Flotationszeit: 10 min
    Tabelle 14
    Analysenergebnisse der Flotationsprodukte
    Gold Gesamtschwefel
    Gew.-% Gehalt g/t % Ausbringen Gehalt % S % Ausbringen
    Konzentrat 1. 1,0 10,55 26,61 25,3 34,5
    Konzentrat 2 1,8 6,00 25,9 20,46 47,8
    Konzentrate 1+2 2,8 7,63 51,2 22,65 82,3
    Abgänge 97,2 0,21 48,8 0,14 17,7
    ber. für Aufgabe 100,0 0,42 100,0 0,77 100,0
  • Wie sich aus den Tabellen 12 und 14 ergibt, war das kombi­nierte Ausbringen an Gold in den vereinigten Konzentraten bei Verwendung eines Sammlergemisches der Erfindung günstiger als das Ausbringen an Gold bei Verwendung eines üblichen Sammlers. Bemerkenswert ist, daß in den ersten 5 min der Flotation mit dem mit dem Sammlergemisch der Erfindung in alkalischem Medium (d.h. pH 9,2) das Ausbringen an Gold höher war als in den ersten 5 min der Flotation mit einem üblichen Sammler in saurem Medium. Das Ausbringen an Schwefel war höher, wenn das Sammlergemisch gemäß der Erfindung verwendet wurde. Weiterhin waren die Gold- und Schwefelgehalte in bei den kombinierten Konzentraten höher, wenn das Sammlergemisch gemäß der Erfin­dung verwendet wurde.
  • Als weitere Vorteile der Erfindung sind die Wirksamkeit und die leichte Handhabbarkeit der Flotationshilfsmittel zu nennen, insbesondere bei Verwendung des Reagensgemisches TROCOL, sowie die verbesserte Ausbeute an zu gewinnenden Mineralen.
  • Bei der Flotation von Erzen und gelagerten Fabrikationsab­gängen, bei denen die übliche Flotation unter Verwendung von Xanthaten oder anderen Sulfhydrylsammlern unter alkalischen Bedingungen keine befriedigenden Ergebnisse zeigt, ist es üblich, Säure zuzusetzen und Gold sowie sulfidische Minerale mit Sammlern wie Natriummercaptobenzthiazol zu flotieren. Dies bedingt jedoch zusätzliche Kosten, da Säure eingesetzt und die Abgänge mit Kalk neutralisiert werden müssen. Das Verfahren und die Flotationshilfsmittel der Erfindung ermöglichen jedoch auch hier eine befriedigende Flotation, unter alkalischen Bedingungen so daß ein Ansäuern weniger erforderlich wird und die sich in der Folge ergebenden Neutralisationskosten ver­ringert werden.

Claims (28)

1. Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus Erzen durch Flota­tion, bei dem man gemahlenes Erz mit Wasser zu einer Erz­suspension mischt, in die Suspension in Gegenwart eines Sammlersystems Luft einleitet und den entstandenen Schaum zusammen mit dem darin enthaltenen Erzanteil abtrennt, dadurch gekennzeichnet, daß man als Sammler ein Gemisch mit einem Gehalt an
- mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubstitu­ierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
      RNH₂      (I)
      R¹R²NH      (II)
in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten, und Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebildeten Gruppe und
- mindestens einer Thioverbindung B aus der aus Xanthaten, Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xanthogenformi­aten (Alkylkohlensäure-alkylxanthogensäure-anhydriden) und Thionocarbamaten gebildeten Gruppe
einsetzt.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß man Amine der Formeln I und II einsetzt, in denen R, R¹ und R² jeweils geradkettige Alkyl- oder Alkenylreste be­deuten.
3. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Acetatsalz eines primären oder sekundären Amins ist.
4. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Chloridsalz eines primären oder sekundären Amins ist.
5. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Xanthat der Formel III ist,
      R-O-C(S)-S⁻ X⁺      (III)
in der R einen Alkylrest mit 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten.
6. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dithiophosphat der Formel IV ist,
      (RO)₂P(S)-S⁻ X⁺      (IV)
in der R ein Alkylrest mit 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten.
7. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dialkyl-Xanthogenformiat (Alkylkohlensäure-alkylxanthogen­säure-anhydrid) der Formel V ist,
      R¹-O-C(S)-S-C(O)-O-R²      (V)
in der R¹ und R² jeweils einen Alkylrest mit 1 bis 8 Kohlenstoffatomen bedeuten.
8. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dialkylthionocarbamat der Formel VI ist,
      R¹-O-C(S)-NHR²      (VI)
in der R¹ und R² jeweils einen Alkylrest mit 1 bis 8 Koh­lenstoffatomen bedeuten.
9. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 4, da­durch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Natrium- oder Kaliumsalz eines Mercaptobenzthiazols ist.
10. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 9, da­durch gekennzeichnet, daß das Massenverhältnis von Amin­verbindung A zu Thioverbindung B im Bereich von 1 : 9 bis 9 : 1, vorzugsweise im Bereich von 1 : 4 bis 2 : 1 liegt.
11. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 10, dadurch gekennzeichnet, daß man die Aminverbindung A der Erzsuspension als Bestandteil eines Gemisches zusetzt, das die Aminverbindung A, ein neutrales Kohlenwasserstofföl und einen Schäumer in einem Masseverhältnis von (4 - 6) : (3 - 5) : 1 enthält.
12. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 11, dadurch gekennzeichnet, daß man der Erzsuspension die Aminverbindung A in einer Menge von 1 bis 500 g pro metrischer Tonne Erz und die Thioverbindung B in Menge von 1 bis 500 g pro metrischer Tonne Erz zusetzt.
13. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 12, dadurch gekennzeichnet, daß das Mineral ein sulfidisches Mineral ist.
14. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 12, dadurch gekennzeichnet, daß man aus dem Schaum Minerale gewinnt, die mindestens eines der Elemente aus der aus Gold, Platin, Uran, Kupfer, Zink, Nickel, Kobalt, Silber, Blei und Eisen gebildeten Gruppe enthalten.
15. Verfahren nach mindestens einem der Ansprüche 1 bis 14, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Acetat eines primären Alkyl-/Alkenylamins mit 10 bis 18 Kohlenstoffatomen ist.
16. Sammlergemisch zur Verwendung in der Gewinnung von Mineralen aus Erzen durch Flotation mit einem Gehalt an
- mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubstitu­ierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
      RNH₂      (I)
      R¹R²NH      (II)
in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten und Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebildeten Gruppe und
- mindestens einer Thioverbindung B aus der aus Xanthaten, Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xanthogenformi­aten (Alkylkohlensäure-alkylxanthogensäure I anhydriden) und Thiocarbamaten gebildeten Gruppe.
17. Sammlergemisch nach Anspruch 16, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Acetatsalz eines primären oder sekundären Amins ist.
18. Sammlergemisch nach Anspruch 16, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Chloridsalz eines primären oder sekundären Amins ist.
19. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Xanthat der Formel III ist,
      R-O-C(S)-S⁻ X⁺      (III)
in der R einen Alkylrest mit 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten.
20. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Thiophosphat der Formel (IV) ist,
      (RO)₂P(S)-S⁻ X⁺      (IV)
in der R einen Alkylrest mit 2 bis 8 Kohlenstoffatomen und X Na oder K bedeuten.
21. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dialkyl-Xanthogenformiat der Formel (V) ist,
      R¹-O-C(S)-S-C(O)-O-R²      (V)
in der R¹ und R² jeweils Alkylreste mit 1 bis 8 Kohlenstoff­atomen bedeuten.
22. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dialkylthionocarbamat der Formel (VI) ist,
      R¹-O-C(S)-NHR²      (VI)
in der R¹ und R² jeweils Alkylreste mit 1 bis 8 Kohlen­stoffatomen bedeuten.
23. Sammlergemsich nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Natrium- oder Kaliumsalz eines Mercaptobenzthiazols ist.
24. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 23, dadurch gekennzeichnet, daß das Massenverhältnis von Aminverbindung A zu Thioverbindung B im Bereich von 1 : 9 bis 9 : 1, vorzugsweise im Bereich von 1 : 4 bis 2 : 1 liegt.
25. Sammlergemisch nach mindestens einem der Ansprüche 16 bis 24, dadurch gekennzeichnet, daß die Aminverbindung A ein Acetat eines primären Alkyl-/Alkenylamins mit 10 bis 18 Kohlenstoffatomen ist.
26. Sammlergemisch nach Anspruch 25, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Xanthat ist.
27. Sammlergemisch nach Anspruch 25, dadurch gekennzeichnet, daß die Thioverbindung B ein Dialkyldithiophosphat ist.
28. Flotationshilfsmittelgemisch zur Verwendung in Verbindung mit mindestens einer Thioverbindung B aus der aus Xantha­ten, Dithiophosphaten, Mercaptobenzthiazolen, Xanthogen­formiaten (Alkylkohlensäure-alkylxanthogensäure-anhydriden) und Thiocarbamaten gebildeten Gruppe, gekennzeichnet durch einen Gehalt an
- mindestens einer Aminverbindung A aus der aus unsubsti­tuierten primären und sekundären Aminen der Formeln I und II,
      RNH₂      (I)
      R¹R²NH      (II)
in denen R, R¹ und R² jeweils Alkyl- oder Alkenylreste mit 8 bis 22 Kohlenstoffatomen bedeuten, und Salzen der genannten primären und sekundären Amine gebildeten Gruppe,
- einem neutralen Kohlenwasserstofföl und
- einem Schäumer,
in einem Massenverhältnis von (4 - 6) : (3 - 5) : 1.
EP19880110551 1987-07-07 1988-07-01 Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung Withdrawn EP0298392A3 (de)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
ZA874930 1987-07-07
ZA874930 1987-07-07

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EP0298392A2 true EP0298392A2 (de) 1989-01-11
EP0298392A3 EP0298392A3 (de) 1991-01-09

Family

ID=25578907

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EP19880110551 Withdrawn EP0298392A3 (de) 1987-07-07 1988-07-01 Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung

Country Status (8)

Country Link
US (2) US4908125A (de)
EP (1) EP0298392A3 (de)
AU (1) AU603685B2 (de)
BR (1) BR8803360A (de)
CA (1) CA1316275C (de)
FI (1) FI883236A (de)
NO (1) NO883027L (de)
YU (1) YU130688A (de)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2002038277A2 (de) * 2000-11-07 2002-05-16 Clariant International Ltd Sammler für die aufbereitung von nicht-eisen-metallsulfiden
WO2008157613A1 (en) * 2007-06-18 2008-12-24 Nalco Company Methyl isobutyl carbinol mixture and methods of using the same
CN112718252A (zh) * 2020-12-15 2021-04-30 长沙矿山研究院有限责任公司 一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法

Families Citing this family (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0298392A3 (de) * 1987-07-07 1991-01-09 Henkel Kommanditgesellschaft auf Aktien Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung
US5061459A (en) * 1989-10-27 1991-10-29 The British Petroleum Company P.L.C. Prevention of copper dissolution during cyanidation of gold ores
ZA918140B (en) * 1991-10-11 1992-07-29 American Cyanamid Co Recovery of platinum group metals and gold by synergistic reaction between allylalkylthionocarbamates and dithiophosphates
EP0558908B1 (de) * 1992-03-04 1997-04-02 J.M. Voith GmbH Aufbereitung und Verfahren von Altpapier
US5510044A (en) * 1994-05-26 1996-04-23 The University Of British Columbia Composition for froth flotation of mineral ores comprising amine and frother
US5507394A (en) * 1994-05-26 1996-04-16 The University Of British Columbia Aqueous composition useful in ore floatation containing aliphatic amine, extender oil, and emulsifier
EA007352B1 (ru) * 2001-12-12 2006-10-27 Владимир Раич Флотореагент для селективной флотации и способ флотации
CA2488646A1 (en) * 2003-11-27 2005-05-27 Procesos Mineros E Industriales Conosur S.A. A collecting agent comprising ammoniated compounds (primary, secondary, tertiary amines), for use in the process of grinding and/or floating copper, molybdenum, zinc and other contained mineral ores
AP2014007572A0 (en) * 2011-10-18 2014-04-30 Cytec Tech Corp Collector compositions and methods of using the same
AU2012326313B2 (en) * 2011-10-18 2016-09-22 Cytec Technology Corp. Froth flotation processes
MX2014004714A (es) * 2011-10-18 2014-09-25 Cytec Tech Corp Procesos de flotacion por espuma.
JP6009999B2 (ja) * 2013-06-27 2016-10-19 株式会社神戸製鋼所 低硫黄含有鉄鉱石の製造方法
JP7161678B2 (ja) * 2019-03-11 2022-10-27 三菱マテリアル株式会社 貴金属の分離回収方法
KR102241009B1 (ko) * 2020-11-10 2021-04-19 주식회사 대일이앤씨 불소 오염토양 부유선별 방법 및 시스템
CN114682388B (zh) * 2022-03-29 2023-09-29 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR1011166A (fr) * 1948-12-17 1952-06-19 Penarroya Miniere Metall Perfectionnements à la concentration des minerais par flottation
DE917361C (de) * 1952-12-28 1954-09-02 Kali Chemie Ag Verfahren zur Schaumschwimmaufbereitung von Sylvin enthaltenden Kalirohsalzen
US4036746A (en) * 1974-08-16 1977-07-19 Minerec Corporation Flotation with amine-stabilized dialkyl dithiophosphates
WO1987003221A1 (en) * 1985-11-29 1987-06-04 The Dow Chemical Company Novel collectors for froth flotation of minerals

Family Cites Families (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2074699A (en) * 1934-06-02 1937-03-23 Du Pont Flotation process
US2267307A (en) * 1936-12-17 1941-12-23 Armour & Co Concentrating ores
US2185968A (en) * 1937-11-01 1940-01-02 Armour & Co Process of concentrating ores and flotation agents therefor
US2278020A (en) * 1939-11-03 1942-03-31 Armour & Co Process of separating chalcocite ore
US2289996A (en) * 1939-11-13 1942-07-14 Armour & Co Process of separating chalcopyrite ores
DE1156724B (de) * 1958-10-01 1963-11-07 Bayer Ag Flotationsverfahren fuer sulfidische Erze
US4208487A (en) * 1977-07-20 1980-06-17 American Cyanamid Company Novel frother composition for beneficiation of mineral ores
US4324654A (en) * 1978-10-12 1982-04-13 The Hanna Mining Company Recovery of copper from copper oxide minerals
US4797202A (en) * 1984-09-13 1989-01-10 The Dow Chemical Company Froth flotation method
US4684459A (en) * 1985-11-29 1987-08-04 The Dow Chemical Company Collector compositions for the froth flotation of mineral values
US4830739A (en) * 1985-02-20 1989-05-16 Berol Kemi Ab Process and composition for the froth flotation beneficiation of iron minerals from iron ores
DE3517154A1 (de) * 1985-05-11 1986-11-13 Henkel KGaA, 4000 Düsseldorf Verwendung von tensidgemischen als hilfsmittel fuer die flotation von nichtsulfidischen erzen
EP0298392A3 (de) * 1987-07-07 1991-01-09 Henkel Kommanditgesellschaft auf Aktien Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung
US4877518A (en) * 1988-05-02 1989-10-31 Phillips Petroleum Company Ore flotation employing dimercaptothiadiazoles
US4883585A (en) * 1988-10-27 1989-11-28 Phillips Petroleum Company Ore flotation and sulfenyl dithiocarbamates as agents for use therein
GB2228430B (en) * 1988-12-01 1992-07-29 American Cyanamid Co Improved recovery of gold and/or silver by flotation
US4929344A (en) * 1989-05-01 1990-05-29 American Cyanamid Metals recovery by flotation

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR1011166A (fr) * 1948-12-17 1952-06-19 Penarroya Miniere Metall Perfectionnements à la concentration des minerais par flottation
DE917361C (de) * 1952-12-28 1954-09-02 Kali Chemie Ag Verfahren zur Schaumschwimmaufbereitung von Sylvin enthaltenden Kalirohsalzen
US4036746A (en) * 1974-08-16 1977-07-19 Minerec Corporation Flotation with amine-stabilized dialkyl dithiophosphates
WO1987003221A1 (en) * 1985-11-29 1987-06-04 The Dow Chemical Company Novel collectors for froth flotation of minerals

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2002038277A2 (de) * 2000-11-07 2002-05-16 Clariant International Ltd Sammler für die aufbereitung von nicht-eisen-metallsulfiden
DE10055126C1 (de) * 2000-11-07 2002-05-23 Clariant Internat Ltd Muttenz Sammler für die Aufbereitung von Nicht-Eisen-Metallsulfiden und seine Verwendung
WO2002038277A3 (de) * 2000-11-07 2003-03-13 Clariant Int Ltd Sammler für die aufbereitung von nicht-eisen-metallsulfiden
AU2002229524B2 (en) * 2000-11-07 2005-09-15 Clariant Finance (Bvi) Limited Collector for non iron metal sulphide preparation
US7051881B2 (en) 2000-11-07 2006-05-30 Clariant International Ltd. Collector for non iron metal sulphide preparation
WO2008157613A1 (en) * 2007-06-18 2008-12-24 Nalco Company Methyl isobutyl carbinol mixture and methods of using the same
CN112718252A (zh) * 2020-12-15 2021-04-30 长沙矿山研究院有限责任公司 一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法
CN112718252B (zh) * 2020-12-15 2022-06-03 长沙矿山研究院有限责任公司 一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法

Also Published As

Publication number Publication date
AU1874088A (en) 1989-01-12
AU603685B2 (en) 1990-11-22
BR8803360A (pt) 1989-01-31
YU130688A (en) 1990-02-28
NO883027L (no) 1989-01-09
FI883236A0 (fi) 1988-07-06
CA1316275C (en) 1993-04-13
FI883236A (fi) 1989-01-08
NO883027D0 (no) 1988-07-06
US4908125A (en) 1990-03-13
EP0298392A3 (de) 1991-01-09
US5122289A (en) 1992-06-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0298392A2 (de) Verfahren zur Gewinnung von Mineralen aus sulfidischen aus Erzen durch Flotation und Mittel zu seiner Durchführung
EP0597522B1 (de) Verfahren zur selektiven Flotation eines sulfidischen Kupfer-Blei-Zinkerzes
EP0609257B1 (de) Verfahren zur herstellung von eisenerzkonzentraten durch flotation
WO1997026995A1 (de) Biologisch abbaubare esterquats als flotationshilfsmittel
DD294195A5 (de) Verfahren zur gewinnung von mineralien durch schaumflotation
DD254144A5 (de) Verwendung von nichtionischen tensiden als hilfsmittel fuer die flotation von nichtsulfidischen erzen
DE2005911A1 (de) Flotation von sulfidischen Erzen
EP0270018B1 (de) Verwendung von N-Alkyl- und N-Alkenylasparaginsäuren als Co-Sammler für die Flotation nichtsulfidischer Erze
DE1181141B (de) Verfahren zur Schaumflotation von niobhaltigen Mineralien
EP1747066A1 (de) Sammler für sulfidische erze
DE4325017A1 (de) Verfahren zur Flotation von Kupfer- und Kobalterzen
DE3237231A1 (de) Verfahren zur aufarbeitung von metallsulfiden sowie kollektorkombinationen fuer das verfahren
DE1214171B (de) Verfahren zur Schaumflotation von Erzen
DE3641870A1 (de) Alkylsulfosuccinate auf der basis von propoxylierten sowie propoxylierten und ethoxylierten fettalkoholen als sammler fuer die flotation nichtsulfidischer erze
EP0378128A2 (de) Verfahren zur selektiven Flotation von Phosphormineralien
WO2002038277A2 (de) Sammler für die aufbereitung von nicht-eisen-metallsulfiden
DE812902C (de) Verfahren zur kationischen Schaumflotation von quarzhaltigem Eisenerz
DE4127151C2 (de) Verfahren zur selektiven Flotation von Phosphormineralen
EP0344553A1 (de) Tensidmischungen als Sammler für die Flotation nichtsulfidischer Erze
WO1991015298A1 (de) Verfahren zur gewinnung von mineralien aus nichtsulfidischen erzen durch flotation
DE3224302C2 (de) Flotationshilfsmittel zur Gewinnung von Phosphaten und Kali
DE1261454B (de) Aminsammler fuer die Sylvinflotation
DE2621007A1 (de) Verfahren zum reinigen von unmagnetischen mineralen
DE3022976A1 (de) Verfahren zur abtrennung von scheelit aus mineralkonzentraten
DE321159C (de) Verfahren zur Scheidung der Zinksulfide von den Bleisulfiden eines Erzes unter Anwendung eines Schaumschwimmverfahrens

Legal Events

Date Code Title Description
PUAI Public reference made under article 153(3) epc to a published international application that has entered the european phase

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009012

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A2

Designated state(s): AT BE DE ES FR GB IT NL SE

PUAL Search report despatched

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009013

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A3

Designated state(s): AT BE DE ES FR GB IT NL SE

17P Request for examination filed

Effective date: 19910202

17Q First examination report despatched

Effective date: 19910829

RTI1 Title (correction)
STAA Information on the status of an ep patent application or granted ep patent

Free format text: STATUS: THE APPLICATION HAS BEEN WITHDRAWN

18W Application withdrawn

Withdrawal date: 19920714