Завантажити PDF файл.

Формула / Реферат

Спосіб формування двохрядного кишечного шва одною ниткою, який відрізняється тим, що нитку проводять через підслизовий і м'язовий шари одного відрізка кишки з виколом на середині січення м'язового шару, далі прошивають м'язово-серозний шар другого відрізка з вколом на середині січення м'язового шару, роблячи додатковий стібок за серозно-м'язовий шар, потім прошивають серозно-м'язовий шар першого відрізку кишки з попереднім додатковим стібком і виколом на середині січення м'язового шару, нитку проводять під попередньою ниткою і обгортають навколо неї, далі нитку проводять через м'язовий і підслизовий шари другого відрізку кишки з вколом на середині січення м'язового шару, після цього нитку затягують і зав'язують в просвіті кишки.

Текст

Спосіб вилучення золота з мінеральної сировини, що включає обробку пульпи подрібненої руди послідовним введенням депресора і колектора, пінну флотацію і відокремлення пінного продукту від камерного продукту, який відрізняється тим, що у пінному продукті збирають пусту породу з використанням як колектора ефіродіамінів або хлорогідратів амінів, а самородне золото та золотовмісні сульфідні мінерали переводять в камерний продукт з використанням як депресора хлористого кальцію. (19) (21) 20031211708 (22) 16.12.2003 (24) 15.08.2006 (46) 15.08.2006, Бюл. № 8, 2006 р. (72) Ващенко Олександр Олексійович, Пінчук Алла Олексіївна, Перцов Микола Валерієвич (73) ІНСТИТУТ БІОКОЛОЇДНОЇ ХІМІЇ ІМЕНІ Ф.Д.ОВЧАРЕНКА НАЦІОНАЛЬНОЇ АКАДЕМІЇ НАУК УКРАЇНИ (56) SU 1837988, A3, 30.08.1993 SU 1447412, A1, 30.12.1988 RU 1478451, C, 30.11.1994 RU 2002511, C1, 15.11.1993 3 70605 4 Для флотування золотовмісних компонентів крім зазначених вище основних флотагентів (девикористовують ряд відомих колекторів, особливо пресора алканоламіну і колектора ефективних при обробці сульфідних руд: ксантоізопропілксантогенату натрію) додаткових генати, алкілсульфати, карбонові кислоти й ін. реагентів: спінювача - простого ефіру полігліколя і Пуста порода залишається в камерному продукті і регулятора рН - вапна, ступінь вилучення золота для перешкоджання її флотації в разі потреби вине перевищує 53-58% [Там же, приклад 14, користовують депресори, що підбирають в табл.15]. залежності від особливості складу мінералів, що Проблема вилучення золота особливо містяться в породі, такі, наприклад як рідке скло, ускладнюється при переробці багатоскладової креміньфтористий натрій, солі лужних і лужносировини, яка складається з декількох типів руд, земельних металів і ін. В останні роки що найчастіше характерно для родовищ України. запропоновані і специфічні збирачі (колектори) на У цьому випадку використовують комплексний самородне золото, наприклад дітіофосфати, підхід, що припускає створення складних застосовувані при підвищеному рН [М. А. Меретутехнологічних схем, у яких флотаційне збагачення ков, А. И. Орлов «Металлургия благородных мечи вилучення складає лише невелику частину, а таллов», М.: «Металлургия», 1991, с.76-81]. одержання якісного цільового продукту пов'язано з При використанні принципу прямої флотації великими витратами. для ефективного вилучення золота й цінних Задачею винаходу є розробка ефективного мінералів які його вміщують, необхідно застосовуспособу флотаційного вилучення золота з руд бавати реагенти, які мають високу селективність та гатокомпонентного мінералогічного складу, що досить успішно працюють тільки у випадку забезпечує спрощення технології і підвищення однорідності складу мінеральної сировини і формі ступеня вилучення золота, а також поліпшення золота, що міститься в ній. Так, у [патенті США якості кінцевого золотовмісного продукту (концен№4424122 МКл В03D01/14, 1984р.] описано спосіб трату). вилучення золота прямою флотацією мінеральної Поставлена задача вирішена в запропоновасировини досить однорідного складу, переважно ному способі вилучення золота з мінеральної сируд типу сильваніту і калавериту, у якому золото ровини, що включає обробку пульпи подрібненої міститься у металевому стані. Спосіб включає руди послідовним введенням депресора і колектоподрібнювання мінерального матеріалу, ра, пінну флотацію і відокремлення пінного прозмішування з водою до одержання пульпи зі дукту від камерного продукту, що відрізняється вмістом твердих частинок 32 %, введення тим, що в пінному продукті збирають пусту породу флотореагентів, аерацію пульпи, розділення піни з використанням, як колектора ефіродіамінів чи та хвостів і вилучення з них корисних мінералів, хлорогідратів амінів, а самородне золото й золото при цьому в якості флотагентів запропоновано вмисні сульфідні мінерали переводять у камерний використовувати синергетичну суміш, що включає продукт із використанням в якості депресора хловідомі колектори меркаптан і імідазолін та ристого кальцію. піноутворювач — поліоксиалкиненгліколь М.м 400Використання принципу зворотної флотації, 1000. Як і у випадку описаної вище традиційної що раніше не застосовувався в технології вилутехнології флотаційного вилучення золота, у чення золота, коли за допомогою спеціально відомому способі корисні мінерали концентрують в підібраного колектора збирають у піну не цінні основному в пінному продукті і, хоча використання мінерали, а пусту породу, а золото і сульфідні пропонованої синергетичної суміші флотагентів мінерали концентрують у камерному продукті, педозволяє підвищити ефективність процесу, ступінь решкоджаючи їх флотації придатним депресором, вилучення золота все-таки не перевищує 83 %. дозволяє знизити вимоги до селективності застоНайбільш близьким за технічною сутністю до совуваних флотагентів і тим самим спростити способу, що заявляється, є спосіб вилучення процес переробки сировини, особливо багатокомцінних мінералів з подрібнених змішаних понентного мінералогічного складу. Нижче на консилікатних руд (оксидних і/чи сульфідних), що кретних прикладах здійснення винаходу показано, включає обробку пульпи подрібненої руди спочатщо такий підхід і застосування флотагентів, зазнаку депресором силікатних мінералів, а потім кочених у формулі винаходу, забезпечує підвищення лектором, пінну флотацію цінних мінералів з викоступеня вилучення золота і поліпшення якості ристанням у якості депресора нижчого одержуваного концентрату (див. Табл. №1-6). алканоламіну: етаноламіну, пропандіаміну, Причому ефективне вилучення золота діетаноламіну, триетаноламіну чи їх суміші і досягається вже при одностадійній флотації, тобто відокремлення пінного продукту від камерного забезпечується значне спрощення технології пропродукту, В якості колектора вводять представницесу. ка широкого кола речовин: карбонові кислоти, Таким чином, задача винаходу вирішена з доалкілсульфокислоти, алкіл-арилсульфокислоти і їх сягненням необхідного технічного результату. солі, а також тіолові колектори, що відзначають як У пропонованому способі використовуються особливо ефективні [Патент СССР №1837988, реагенти відомі в технології пінної флотації, які МКл В03D1/01, Бюл. №32 от 30.08.93.]. виробляються промисловістю. Колектор на основі Відомий спосіб, заснований, як і описані вище, ефіродіамінів загальної формули R-О(СН2)3 на принципі прямої флотації, недостатньо ефекNH(СН2)3-NH2 тивний у випадку вилучення золота. Так, при випускається фірмою «Ciba» (Великобританія) під обробці змішаної мідної сульфідної руди, що маркою PROCOL CK921. містить 4 г/т золота, незважаючи на використання 5 70605 6 Колектор на основі хлоргідрату первинних амінів з 0,1+0,063мм, галеніту -0,063+0,05мм, золота радикалами С12-С16 випускається в Україні під 0,05+0мм. маркою АНП-2. Наважку суміші (1г) завантажували в камеру Депресор - хлористий кальцій також є доступфлотаційної машини і додавали воду, заповнюючи ним продуктом, що виробляється промисловістю камеру на 1/3 її об'єму. Вводили депресор хлориУкраїни. стий кальцій у вигляді 0,5% водного розчину в Нижче наведені конкретні приклади здійснення кількості 0,5кг/т і перемішували пульпу протягом 3 винаходу. хвилин. Потім вводили колектор кварцу PROCOL Приклад 1 CK921 у вигляді 0,5% водного розчину в кількості Процес флотації проводили в лабораторних 120г/т і перемішували протягом 3 хвилин, після умовах з використанням однокамерної чого в камеру додавали воду для доведення флотаційної машини механічного (імпелерного) об'єму пульпи до необхідного рівня. Далі проводитипу (НДГРІ-золото), з камерою об'ємом 13мл. ли флотацію пульпи протягом 3 хвилин. В міру Аерацію пульпи здійснювали повітрям, що накопичення піни знімали пінний продукт, а в казахоплюється безпосередньо з атмосфери при меру додавали свіжу воду для підтримки обертанні імпелера. необхідного рівня пульпи. Отриманий пінний проПроводили вилучення золота зі спеціально дукт і камерний продукт висушували й аналізували приготованої модельної суміші мономінеральних для визначення вмісту компонентів суміші в кожфракцій золота (10%), кварцу (70%) і галеніту ному з них. Результати аналізів представлені в (20%) з крупністю частинок кварцу що дорівнює таблиці 1. Таблиця 1 Продукти Вихід, % кварц Вміст, % галеніт золото Вилучення золота, % Пінний 59 84,75 14,86 0,34 2,31 Камерний 41 48.78 27,39 23,90 97,69 Вихідний 100 70 20 10 100 Приклад 2 Проводили вилучення золота зі спеціально приготованої модельної суміші, склад якої представлений у прикладі 1. Процес флотації здійснювали так само, як описано в прикладі 1, однак як колектор використовували колектор АНП-2 у вигляді 0,5% водного розчину в кількості 120г/т. Результати аналізу отриманих продуктів представлені в таблиці 2. Таблиця 2 Продукти Вихід, % Вміст, % Вилучення золота, % кварц галеніт золото 28 92,86 5,91 1.23 3,43 Камерний 72 61,11 25,48 13,41 96,57 Вихідний 100 70 20 10 100 Пінний Приклад 3 Процес флотації проводили в лабораторних умовах з використанням флотаційної машини імпелерного типу з об'ємом камери 0,5л. Обробці піддавали золото-кварцеву руду такого мінерального складу: кварц - 31,1%; польовий шпат - 10,45%; слюда, біотит, хлорит - 13,2%; доломіт, кальцит, сидерит - 24,9%; магнетит 6,8%; пірит - 14,41%; піротин - 3,04%; вміст золота - 2,43г/т. Наважку руди (100г) попередньо подрібнювали в кульовому млині до крупності 100% класу мінус 0,1мм і завантажували в камеру флотаційної машини, куди вводили депресор хлористий кальцій у вигляді 0,5% водного розчину в кількості 0,5кг/т. Пульпу перемішували протягом 3 хвилин. Потім вводили колектор PROCOL CK921 у вигляді 0,5% водного розчину в кількості 120г/т і знову перемішували протягом 3 хвилин. Після чого в камеру додавали воду для доведення об'єму пульпи до необхідного рівня. Далі проводили флотацію пульпи протягом 5 хвилин, В міру накопичення піни знімали пінний продукт, а в камеру додавали свіжу воду для підтримки необхідного рівня пульпи. Отриманий пінний продукт і камерний продукт висушували й аналізували для визначення вмісту основних мінералів у кожному з них. Результати аналізу представлені в таблиці 3. 7 70605 8 Таблиця 3 Продукти Вихід, % Вміст, % кварц, польовий шпат пірит, піротин золото Вилучення золота, % Пінний 63 61,16 16,21 0,000016 4,12 Камерний 37 8,16 19,57 0,000630 95.88 Вихідний 100 41.55 17,45 0,000243 100 Приклад 4 Обробці піддавали руду, склад якої представлений у прикладі 3, і процес флотації проводили так само, як описано в прикладі 3. Однак в якості колектора вводили колектор АНП-2 у вигляді 0,5% водного розчину в кількості 120г/т. Отриманий пінний продукт і камерний продукт висушували й аналізували для визначення вмісту основних мінералів у кожному з них. Результати аналізу представлені в таблиці 4. Таблиця 4 Продукти Вихід, % Вміст, % кварц, польовий шпат пірит, піротин золото Вилучення золота, % пінний 57 56,89 10,19 0,000028 6,58 камерний 43 21,21 27,07 0,000528 93,42 вихідний 100 41,55 17,45 0,000243 100 Приклад 5 Процес флотації проводили з використанням флотаційної машини, описаної в прикладі 3. Обробці піддавали золото-кварцеву руду такого мінерального складу: кварц - 14,5%; польовий шпат - 24,73%; слюда, біотит, хлорит - 18,87%; доломіт, кальцит, сидерит - 25,54%; магнетит - 0,6%; пірит - 3,8%; вміст золота 1г/т. Підготовку руди і процес флотації проводили так само, як у прикладі 3, однак розчин колектора вводили в кількості 140г/т. Отриманий пінний продукт і камерний продукт висушували й аналізували. Результати аналізу представлені в таблиці 5. Таблиця 5 Продукти пінний Вихід, % Вміст, % кварц, польовий шпат пірит золото Вилучення золота, % 66 49,11 2,3 0,000006 4,23 камерний 34 20,06 6,7 0,000282 95,77 вихідний 100 39,23 3,8 0,0001 100 Приклад 6 Обробці піддавали руду, склад якої представлений у прикладі 5. Процес флотації проводили, як описано в прикладі 5, однак використовували колектор АНП-2 у вигляді 0,5% водного розчину в кількості 140г/т. Результати аналізу отриманих пінного продукту і камерного продукту представлені в таблиці 6. Таблиця 6 Продукти Вихід, % Вміст, % кварц, польовий шпат пірит золото Вилучення золота, % пінний 59 48,15 1,9 0,000011 6,63 камерний 41 26,39 6,5 0,000228 93,37 вихідний 100 39,23 3,8 0,0001 100 Наведені в табл.1-6 результати аналізу продуктів флотації і дані про ступінь вилучення золота свідчать про підвищення ступеня вилучення в концентрат і поліпшення якості останнього в порівнянні зі способамианалогами. Підвищення ефективності процесу спостерігається при здійсненні його в одну стадію (тобто досягається спрощення технології) і з використанням екологічно менш небезпечних колекторів катіонного типу. 9 Комп’ютерна верстка М. Клюкін 70605 Підписне 10 Тираж 26 прим. Міністерство освіти і науки України Державний департамент інтелектуальної власності, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП ―Український інститут промислової власності‖, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601

Дивитися

Додаткова інформація

Назва патенту англійською

Method of extraction of gold from the mineral raw material

Назва патенту російською

Способ добычи золота из минерального сырья

МПК / Мітки

МПК: B03D 1/018, B03D 1/00

Мітки: сировини, вилучення, мінеральної, спосіб, золота

Код посилання

<a href="https://ua.patents.su/5-70605-sposib-viluchennya-zolota-iz-mineralno-sirovini.html" target="_blank" rel="follow" title="База патентів України">Спосіб вилучення золота із мінеральної сировини</a>

Подібні патенти