Добавил:
ivanov666
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз:
Предмет:
Файл:патенты / Сборник патентов_11883
.pdf
В модифицированной конструкции, показанной на рис. 4, звено 2 на той же стороне механизма, что и ручное
управление, расположено непосредственно внутри выступов 13 и 12 стойки 1 и швеллерного элемента 3
соответственно, а шарнир 5 выполнен в виде болта, на котором закреплена гайка-защелка 8. Шарнир 7
выполнен с выступом, на котором расположены цапфы 19; предусмотрен широкий рычаг 20, концы которого
имеют пазы для зацепления с шарнирами 5 и 771 и для упирания в гайку 8 и цапфы 19 соответственно, в то
время как центральная часть рычага изогнута, образуя точку опоры 21, которая упирается в последнее
упомянутое звено 2, приблизительно на 80 градусов в его центре. В этой конструкции одновременное
зацепление двух муфт также обеспечивается затягиванием гайки 8; однако в этом случае давление
передается косвенно, через рычаг 20.
Следует понимать, что изобретение не ограничивается точными деталями, показанными и описанными, а
включает в себя такие модификации, которые подпадают под действие следующих пунктов формулы
изобретения.
Подробно описав и определив природу нашего изобретения и способ его осуществления, мы заявляем, что
то, что мы
=== НАЧАЛО ФАЙЛА: patent_401719.txt ===
ССЫЛКА: https://translationportal.epo.org/emtp/translate/?ACTION=description-retrieval&COUNTRY=GB&ENGINE=
google&FORMAT=docdb&KIND=A&LOCALE=sq_AL&NUMBER=401719&SRCLANG=EN&OPS=ops.epo.org/3.2&T
RGLANG=ru
========================================
ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ GB401719A
[]
РИК В
ПАТЕНТНАЯ СПЕЦИФИКАЦИЯ
X:X E Дата подачи заявки: 18 мая 1932 г. № 14164/32 401 Полная левая сторона: 16 мая 1933 г.
h S. Полное издание принято к публикации: 20 ноября 1933 г.
ПРЕДВАРИТЕЛЬНАЯ СПЕЦИФИКАЦИЯ.
Усовершенствования, относящиеся к пленкам для цветной фотографии.
l 57 e, Tii OMAS THOR Nr B KE 1 ó, подданный Великобритании, проживающий по адресу: The Hut, Hatch End,
Middlesex, CHARLES BONAMICO, гражданин Франции, проживающий по адресу: 19, New Bridge Street, London,
E C 4, RAL 1 P Hi ALFRED SIDNEY GRIST, подданный Великобритании, проживающий по адресу: Saxon Lodge,
Ickleton, Cambridge, и Sr Ic E Rs LIMITED, британская компания, проживающая по адресу: 19, New Bridge
Street, London, E C 4, настоящим заявляют, что природа данного изобретения заключается в следующем:
Данное изобретение состоит в усовершенствовании пленок для цветной фотографии и цветной
кинематографии, и имеет особое отношение к пленкам многоцветного экранного типа. Пленки этого типа
обычно состоят из пленочной основы из сложного эфира или эфира целлюлозы, на которую наносится
цветной экран под действием красителей 2 o, а затем на цветной экран наносится эмульсия. Однако было
обнаружено, Трудности возникают при нанесении эмульсии непосредственно на цветной экран, поскольку
красители экрана диффундируют в эмульсию.
Ранее предлагалось наносить разделительный слой (например, желатин, лак или и то, и другое) между
экраном и эмульсией.
30) Согласно настоящему изобретению, предлагается способ защиты чувствительной эмульсии, нанесенной
на цветной экран фотопленки многоцветного типа, от действия красителей цветного экрана, который
включает нанесение разделительного слоя из раствора синтетической смолы на цветной экран, а затем
нанесение эмульсии на этот слой. Предпочтительно разделительный слой наносится в виде раствора
продукта конденсации фенолформальдегида (например, продукта, известного под зарегистрированным
торговым наименованием «Бакелит») в бензоле, к которому может быть добавлен пластификатор, такой как
льняное масло. Разделительный слой предпочтительно наносится толщиной около 4 мкм.
Изобретение включает в себя фотопленку, изготовленную описанным выше способом.
В одном из конкретных примеров изобретения многоцветный экран наносится на пленку из ацетата
целлюлозы способом, описанным в британской патентной заявке №.
322,432 или в соответствии с британской спецификацией №.
337,073 Наносится разделительный слой из синтетической смолы, растворенной в бензоле, к которому
добавлен определенный процент льняного масла или пластификатора, и ему дают высохнуть, после чего на
разделительный слой наносят чувствительную эмульсию.
Дата: 18 мая 1932 года.
BOTTLT, W'ADE & TENNANT, 111 & 112, Llatton Garden, London, E.C 1, Chartered Patent Agents.
ПОЛНАЯ СПЕЦИФИКАЦИЯ.
Усовершенствования, относящиеся к пленкам для цветной фотографии.
Мы, Т. Хо М.ис Т. Ри Не Бейкер, подданный Великобритании, проживающий по адресу: The Hut, 11 atch End,
Мидлсекс, Ч. Хафрлес Бо Н. Анико, гражданин Франции, проживающий по адресу: 19, New Bridge Street,
Лондон, E C 4, Р. Ар Т. Альфред Сидни Грист, подданный Великобритании, проживающий по адресу: Saxon
Lodge, Ickleton, Кембридж, и SP Ici Rs LIMITED, британская компания, проживающая по адресу: 19, New Bridge
Street, Лондон, E C 4, настоящим заявляем о характере данного изобретения и о том, каким образом оно
должно быть выполнено, что будет подробно описано и установлено в следующем заявлении о цене.
Данное изобретение представляет собой усовершенствование пленок для цветной фотографии и цветной
кинематографии, и имеет особое отношение к пленкам многоцветного экранного типа. Пленки этого типа
обычно состоят из пленочной основы из сложного эфира или эфира целлюлозы, на которую цветной экран
наносится под действием красителей, а затем эмульсия наносится на цветной экран. Однако было
обнаружено, что возникают трудности при нанесении эмульсии непосредственно на цветной экран, поскольку
красители экрана диффундируют в него.
Ранее предлагалось наносить разделительный слой (например, желатин, лак или и то, и другое) между
трафаретом и эмульсией.
Согласно настоящему изобретению, предлагается способ защиты чувствительной эмульсии, нанесенной на
цветной экран фотопленки многоцветного типа, от действия красителей цветного экрана, который включает
нанесение разделительного слоя из синтетической смолы между цветным экраном и эмульсией.
Предпочтительно разделительный слой наносится в виде раствора продукта конденсации
фенолформальдегида (например, продукта, известного под зарегистрированной торговой маркой «Бакелит»)
в бензоле, к которому может быть добавлен пластификатор, такой как льняное масло. Разделительный слой
предпочтительно наносится толщиной около 4 мкм.
Изобретение включает в себя фотопленку, изготовленную описанным выше способом.
В конкретном примере изобретения многоцветная растровая печать наносится на пленку из ацетата
целлюлозы способом, описанным в британском патенте № 322, 432, или на целлулоидную пленку способом,
описанным в британской спецификации № 337,0 T 3.
Затем на многоцветный экран наносится тонкий разделительный слой. Этот слой представляет собой
покрытие из синтетической смолы, растворенной в бензоле, с добавлением 2-3% льняного масла или другого
пластификатора. После высыхания растворителя на разделительный слой наносится чувствительная
эмульсия.
Установлено, что разделительный слой из синтетической смолы не только предотвращает проникновение
красителей цветного экрана в эмульсию, но и обеспечивает эффективную адгезию между эмульсией и
цветным экраном.
Подробно описав и определив природу нашего изобретения и способ его осуществления, мы заявляем, что
то, что мы
=== НАЧАЛО ФАЙЛА: patent_401720.txt ===
ССЫЛКА: https://translationportal.epo.org/emtp/translate/?ACTION=description-retrieval&COUNTRY=GB&ENGINE=
google&FORMAT=docdb&KIND=A&LOCALE=sq_AL&NUMBER=401720&SRCLANG=EN&OPS=ops.epo.org/3.2&T
RGLANG=ru
========================================
ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ GB401720A
[]
( 7_ (p 2f T 7 /
-, -"л,
ПАТЕНТНАЯ СПЕЦИФИКАЦИЯ
Дата подачи заявки: 18 мая 1932 г. № 14165/32, длина 4 фута -1 X; | Полная левая сторона: 8 мая 1933 г.
Завершено: 20 ноября 1933 г.
ПРЕДВАРИТЕЛЬНАЯ СПЕЦИФИКАЦИЯ.
Усовершенствования, связанные с флотацией и нивелированием руд.
Мы, См Иньв ЛЛИ Ту Ци КЕР, подданный Великобритании, и МИНЕРАЛС СЕПАРАЦИОН (МИНЕРАЛС
СЕПАРАЦИОН), британская компания, обе расположенные по адресу: Лондон Уолл, Лондон, E C 2,
настоящим заявляем, что данное изобретение имеет следующий характер: это изобретение включает
усовершенствования в области флотационной концентрации руд.
Целью изобретения является облегчение извлечения ценных материалов, таких как, например, халькопирит,
из пустой породы, с которой они тесно связаны, например, в результате совместного роста кристаллов. Как
правило, для отделения ценных материалов от пустой породы, с которой они очень тонко связаны,
необходимо измельчить всю руду до такого размера, чтобы частицы ценного материала были свободны от
прилипания частиц пустой породы. В некоторых случаях это требует измельчения до настолько мелкой
фракции, что сложность и стоимость измельчения значительно возрастают.
Затраты на измельчение возрастают с увеличением степени тонкости помола непропорционально
увеличению тонкости продукта. Более того, при таком тонком измельчении расход реагентов для флотации
может стать чрезмерным, и даже при самой тщательной работе выход продукта может быть низким. В таких
случаях обычно проводят предварительную концентрацию после относительно грубого измельчения, при
которой удаляется часть пустой породы, а все ценные компоненты сохраняются, а затем измельчают
концентраты еще тоньше и подвергают их второй операции концентрирования. Таким образом, тонкое
измельчение ограничивается лишь частью руды, а именно той, которая извлекается из первичных
концентратов. Однако в некоторых случаях это не соответствует ситуации, поскольку все ценные компоненты
необходимо флотировать дважды, и иногда при второй обработке их извлечение не является полным из-за
«загрязнения» или неблагоприятного воздействия двойной обработки флотационными реагентами.
Настоящее изобретение включает в себя процесс флотации руд (например, руды типа d'eribpd), в котором
руда сначала относительно крупно измельчается и подвергается флотации с целью удаления лишь
предварительной доли высокосортных компонентов, а затем отходы предварительной флотации
подвергаются дальнейшей обработке, включая повторное измельчение.
восстановить оставшиеся значения.
Таким образом, компоненты исходного богатого концентрата подвергаются флотации только один раз.
Предпочтительно после удаления обогащенного известняка, флотационный процесс продолжается на руде в
том же состоянии, чтобы получить среднезернистый концентрат, отходы отбрасываются, и только
среднезернистый концентрат подвергается повторному измельчению.
Ниже приведено описание в качестве примера конкретных методов реализации изобретения: ПРИМЕР I 75
Использованная руда была получена с рудника в Испании и состояла из халькопирита и пирита в порфировой
пустой породе. Халькопирит в основном располагался между плоскостями спайности кристаллов пирита, в то
время как некоторое его количество было связано с пустой породой в более крупном виде. Однако основная
часть халькопирита присутствовала в пирите, и для отделения частиц халькопирита от прилипшего пирита
требовалось измельчение примерно до размера, позволяющего просеять через сито с размером ячеек 0,74
мм в линейном измерении (стандарт Тайлера 200 меш). Руду сначала измельчали так, чтобы 6,30%
проходило через сито с размером ячеек 0,80 меш на линейный дюйм. Это представляло собой гораздо более
грубое измельчение, чем то, которое необходимо для полного отделения частиц от пирита. Затем руду в этом
состоянии подвергали флотации с целью получения высококачественного первичного концентрата, при этом
пирит в целом оставался в пустой породе. Для предотвращения железо l O пирит из плавающего раствора.
Количество извести было таким, что значение p TI воды в контуре на входе первичного флотатора во время
работы составляло 7 1. В мельницу для измельчения Tnrivmrv также было добавлено: R_ E J ' -'ll v 12 2401,720
тиокарбанилид 0 079 l Фб на тонну руды.
Содержание цианида 0,15 фунтов на тонну руды.
Сосновое масло U U 26 фунтов на тонну руды.
В результате первой флотационной обработки было обнаружено 25% меди. Первоначальная руда содержала
3,01% меди, а отходы – 1,15% меди. Таким образом, более половины меди было извлечено в ходе первой
флотационной обработки.
Отходы передавали в дополнительные флотационные камеры с добавлением соснового масла в количестве
0,26 фунта на тонну руды.
Содержание ксантата калия составляет 26 л/тонну руды.
Здесь концентраты, содержащие пирит и каликопирит, содержали 2,75 % меди, а отходы были восстановлены
до 0,3 0 % меди. Эти отходы были отправлены в отходы, в то время как концентраты, состоящие в основном
из железистого пирита, частицы которого были перемешаны с прилегающим медным минералом, были
отправлены в установку повторного измельчения. Здесь известь добавляли в количестве, достаточном для
получения свободного CaO в количестве около 1,2 частей на 100 000 мл воды в контуре, и все это
измельчали так, чтобы 950 % меди проходило через сито с размером ячейки 200 меш на линейный дюйм.
Пульпу после повторного измельчения перекачивали в резервуар для кондиционирования, где она
оставалась в течение пятнадцати-двадцати минут, добавляя 0,2 фунта на тонну цианида натрия. После этого
ее подвергали дальнейшей флотации, в результате чего концентраты содержали 11,30 % меди, а отходы —
0,910 % меди.
Эти концентраты смешивались с первоначально полученными, что в итоге дало следующий средний
результат: 410 конечных конусов.
3 01 % 17 35 % Извлечение смешанных отходов 0,51 % 85 5 % Это сопоставимо с извлечением, достигаемым
путем измельчения 9104 руды до прохождения через сито с размером ячейки 200 меш, составляющим 85 3
%/0 в виде концентратов с содержанием меди 1:104, но количество измельчения, необходимое для получения
такого извлечения при такой обработке всей руды, значительно превышало описанное в приведенном выше
примере. Для получения этого результата использовались следующие количества реагентов: 1
глицинокарбанилид на 1,03 фунта на тонну в мельнице.
Кресиловая кислота в мельницу для измельчения 0,28 фунтов.
за тонну.
Сосновое масло для мельницы: 0,06 фунта на тонну.
Цианид натрия 0,08 фунтов на тонну.
Сравнивая эти величины с указанными выше значениями для процесса, описанного в настоящем
изобретении, можно увидеть, что настоящее изобретение удивительным образом снижает сложность
реагентов, а также содержание 65% шерсти при измельчении.
В другом случае, был опробован метод, при котором сначала получали концентрат, содержащий все
значения, затем его перемешивали и повторно всплывали для повышения содержания меди в концентрате.
При этом степень извлечения составила всего 7,6% в концентратах с содержанием меди 17,95% . Для
получения этого результата использовались следующие количества реагентов: тиокарбанилид на
мельничную мельницу 0,49 фунта на тонну.
Сосновое масло для мельницы O 0,82 фунта на тонну 80 Ортотолуидин, содержащий 25 % тиоуглеводородов
0,14 фунта на тонну.
Цианид натрия 0,09 фунта на тонну.
Таким образом, видно, что благодаря настоящему изобретению обеспечивается полное извлечение продукта
при одновременном снижении изнашивания, необходимого для работы измельчительной установки, и
уменьшении количества требуемых реагентов.
ПРИМЕР II.
В этом примере использовалась та же руда, что и описанная выше, и все условия были такими же, как в
примере I.
За исключением того, что количество цианида в процессе кондиционирования после повторного измельчения
было уменьшено вдвое, E и ксантогенат добавлялись из расчета 0,037 фунта на тонну; в начальной
флотационной схеме значение pH было отрегулировано до 6,9; результаты были следующими:
Содержание корма % C 2,47 Корм 0,74 тростник 1,71 ii.
Очищенные конусы.
17.35 Пирит Chal.
Конусы.
1
.71 Хвосты %.
0.74 Хвосты % Cu.
0,31 2-х конусов, хвосты пирита.
7.65 O 45 Общий средний балл.
Генерал.
Кормовые конусы.
2
.47 14 1 Генерал.
Решка.
0.35 t Lo Recovery 88.0 Этот процесс также может быть применен к обычным рудам простых сульфидов путем
введения флотации между стадиями измельчения.
Высокие потери в отходах некоторых руд 115 наблюдаются в самых мелких фракциях, поэтому лучшие
показатели извлечения можно получить, избегая очень тонкого измельчения и вводя флотацию между
стадиями измельчения, как указано выше. Также, применяя флотацию после стадии 1 измельчения пустой
породы 401, 720, можно удобно удалить до стадии 2 измельчения, тем самым увеличив производительность
мельницы.
Дата: 18 мая 1932 года.
BOTJLT, WADE & TENNANT, 111 & 112, -Hatton Garden, Iiondon, E.C 1, дипломированные патентные
поверенные.
Полная спецификация CM 31.
Усовершенствования, связанные с флотационной концентрацией руды.
Мы, Стэнли Т. Ук Кер, гражданин Великобритании, и компания MIN:RALS -SEPARATION L Imi TKV, британская
компания, обе расположенные по адресу: Лондон-Уолл, Лондон, E C 2, настоящим заявляем о характере
данного изобретения и о способе его осуществления, которые будут подробно описаны и установлены в
следующем заявлении:
Данное изобретение включает усовершенствования, относящиеся к флотационному обогащению руд.
Целью изобретения является облегчение извлечения ценных руд, таких как, например, халькопирит, из пустой
породы, с которой они тесно связаны, например, путем срастания кристаллов. Обычно, чтобы отделить
ценные руды от пустой породы, с которой они очень тонко связаны, необходимо измельчить всю руду до
такого размера, чтобы частицы ценного материала были свободны от прилипания частиц пустой породы. В
некоторых случаях это требует измельчения до настолько мелкой фракции, что сложность и стоимость
измельчения значительно возрастают.
Затраты на измельчение возрастают с увеличением степени тонкости помола непропорционально
увеличению тонкости продукта. Более того, при таком тонком измельчении расход реагентов при флотации
может стать чрезмерным, и даже при самой тщательной работе выход готового продукта может быть низким.
В таких случаях обычно проводят предварительную концентрацию после относительно грубого измельчения,
при которой удаляется часть пустой породы, а все ценные компоненты сохраняются, а затем измельчают
концентраты еще тоньше и подвергают их второй операции концентрирования. Таким образом, тонкое
измельчение ограничивается частью маслянистой руды, а именно той, которая извлекается из первичных
концентратов. Однако в некоторых случаях это не подходит, поскольку все ценные компоненты необходимо
флотировать дважды, и иногда при второй обработке их извлечение не является полным из-за «отравления»
или неблагоприятного воздействия двойной обработки флотационными реагентами.
Настоящее изобретение включает в себя флотационный процесс для руд, в котором руда сначала
относительно крупно измельчается и подвергается флотационной обработке, позволяющей удалить лишь
предварительную долю ценных компонентов из концентрата высокого качества; после этого материал, не
отслоившийся на предварительной флотационной обработке, дополнительно концентрируется флотацией, а
полученный концентрат, после повторного измельчения всех его частиц или более крупных частиц, затем
подвергается пенной флотации для извлечения оставшихся ценных компонентов. Таким образом, ценные
компоненты из исходного богатого концентрата подвергаются флотации только один раз.
Предпочтительно после удаления предварительно обогащенного концентрата дальнейшая концентрация
методом флотации перед повторным измельчением осуществляется путем продолжения флотации руды в
тех же условиях относительно значения p11, чтобы получить промежуточный концентрат; отходы
отбрасываются, и только промежуточный концентрат 80 подвергается операции повторного измельчения.
Данный процесс может быть применен к рудам, в которых ценные вещества состоят из кристаллов
сульфидной меди (например, халькопирита), по меньшей мере частично сросшихся с пустой породой.
В качестве альтернативы этот процесс может быть применен к руде, состоящей из смешанных сульфидов
свинца и цинка, при этом первый извлеченный концентрат представляет собой богатый свинцом концентрат,
после чего применяются более жесткие условия флотации для извлечения всех или части невсплывших
минералов свинца и цинка, а затем этот смешанный концентрат перемалывается и дополнительно
обрабатывается методом флотационного обогащения.
Ниже приведено описание в качестве примера конкретных методов реализации изобретения: ПРИМЕР I.
Использованная руда была получена с рудника в Испании и состояла из халькопирита и пирита в порфировой
пустой породе. Халькопирит в основном располагался между плоскостями спайности кристаллов пирита, в то
время как некоторое его количество было связано с пустой породой в более крупном виде. Однако основная
часть присутствовала в пирите, и для отделения частиц халькопирита от прилипания было необходимо
измельчение до размера, приблизительно соответствующего ситу с размером ячеек 0,74 мм (200 меш —
стандарт Тайлера).
апириты. Руду сначала измельчали так, чтобы (3 %) проходило через сито с размером ячейки 200 меш на
линейный дюйм. Это представляло собой гораздо более грубое измельчение, чем то, которое необходимо
для полного отделения ценных примесей от пирита. Затем руду в этом состоянии подвергали флотации с
целью получения высококачественного первичного концентрата, при этом пирит в целом оставался вместе с
пустой породой. В измельчающую мельницу добавляли известь, чтобы предотвратить всплывание
железистого пирита. Количество извести было таким, что значение pH воды в начале первичной флотации
составляло 7,1. В первичную измельчающую мельницу также добавляли:
Тиокарбанилид 0,079 фунтов на тонну руды.
Цианид натрия 0,15 фунтов на тонну руды.
Сосновое масло 0,026 фунтов на десять унций руды.
В продуктах первой флотационной обработки было обнаружено 22,5% меди. Вторая руда содержала 3,01%
меди, а отходы – 1,15% меди. Таким образом, более половины меди было извлечено в ходе первой
флотационной обработки.
Отходы передавали в дополнительные флотационные ячейки Bo с добавлением соснового масла в
количестве 0,026 фунта на тонну руды.
Ксантит калия 0,26 фунта на тонну руды.
Здесь концентраты, содержащие пирит и халькопирит, содержали 2,75 % меди, а отходы были очищены до
0,35 % меди. Эти отходы были отправлены в отходы, а концентраты, состоящие в основном из железистого
пирита, частицы которого были перемешаны с прилипшим медным минералом, были отправлены в установку
повторного измельчения. Здесь добавляли известь в количестве, достаточном для получения свободного
CaO в количестве около 1,2 частей на 100 000 мл циркуляционной воды, и все это измельчали так, чтобы
95 % проходило через сито с размером ячейки 200 меш на линейный дюйм. Пульпу после повторного
измельчения перекачивали в резервуар для кондиционирования, где она оставалась в течение
пятнадцати-двадцати минут, при этом добавляли 0,2 фунта на тонну цианида натрия. После этого ее
подвергали дальнейшей флотации, в результате чего концентраты содержали 11,3 % меди, а отходы — 0,91
0,0 мкг меди.
Эти концентраты смешивались с первоначально полученными, что в целом дало следующий средний
результат: Конечные конусы подачи.
3
01 % 17 35 % Извлечение смешанных отходов обогащения.
0.51 85,5% концентратов с содержанием меди 17,7%. Однако количество измельчения, необходимое для
получения такого выхода после обработки всей руды, значительно превышало описанное в приведенном
выше примере. Для получения этого результата использовались следующие количества реагентов: 7
(использовано): карбанилид тиамина для измельчения в мельнице 1,03 фунта на тонну.
Кресиловая кислота в мельницу для измельчения 0,28 фунтов.
за тонну 75 Сосновое масло для мельницы 0,06 фунтов на тонну.
Цианид натрия 0,08 фунтов на тонну.
Сравнивая эти количества с указанными выше для процесса согласно 80 настоящему изобретению, можно
увидеть, что настоящее изобретение имеет преимущество в уменьшении количества реагентов, а также
объема работы по измельчению 85. Когда же, с другой стороны, был опробован метод, при котором сначала
получали концентрат, содержащий все значения, затем повторно измельчали его и проводили повторное
флотирование для улучшения качества концентрата, 90 было получено извлечение всего 76 8 % в виде
концентратов с содержанием меди 17 95 %. Для получения этого результата использовались следующие
количества реагентов 95: тиокарбанилид на измельчающую мельницу 0,49 фунта на тонну.
Сосновое масло для мельницы: 0,082 фунта на тонну.
Ортотолуидин, содержащий 25 % тио-100 углеводов, 0 14 фунтов на тонну.
Цианид натрия 0,09 фунта на тонну.
Таким образом, видно, что благодаря настоящему изобретению обеспечивается полное извлечение продукта
при одновременном снижении трудозатрат измельчительной установки i05 и уменьшении количества
необходимых реагентов.
ПРИМЕР II.
В этом примере руда была той же, что описана выше, и все условия обработки были такими же, как в Примере
I, за исключением того, что количество цианида в процессе обработки после повторного измельчения было
уменьшено вдвое, а ксантогенат добавлялся из расчета 1 1/5 0,037 фунта на тонну; в начальной
флотационной схеме значение pH было отрегулировано до 6,9; результаты, показывающие процентное
содержание меди, были следующими:
Кормить.
2.47 Обклеенные конусы.
17.35 Решка.
0.74 i 2 G Это сопоставимо с выходом, достигаемым при измельчении 910/,, руды до прохождения через сито
с размером ячейки 200 меш, составляющим 85 30/%, в виде пирита.
Концентрации корма.
0.74 1 71 Решка.
0.31 401,720 Подкармливайте 2-ю конусообразную пиритовую руду.
1.71 7 65 0 45 Общий средний показатель.
D Кормовые конусы.
2.47 141 Генерал.
Решка.
0.35 401,720 Процент восстановления: 88,0%. Пример III.
Ниже приведён пример применения процесса к свинцово-цинковой руде из Перу, в которой кристаллы свинца
и цинка были сращены друг с другом. Было взято 500 граммов руды, измельченной до просеивания через
сито с размером ячейки 65 меш на линейный дюйм в воде, содержащей 1 фунт кальцинированной соды и 1
фунт цианида натрия на тонну руды. Густая пульпа из руды перемешивалась в флотационной машине
субаэрационного типа в течение одной минуты с 0,097 фунтами на тонну крезола и 0,03 фунтами на тонну
ксантата калия. После разбавления водой до тех пор, пока пульпа не содержала 25 % твердых веществ по
весу, пена с высоким содержанием свинца (галенит) удалялась в течение трёх минут. Затем пульпа
дополнительно перемешивалась с 0,194 фунтами на тонну крезола и 0,2 фунтами на тонну ксантата в течение
двух минут, при этом образовывалась пена из смеси свинца и цинка. Затем минерал цинка (галенит и
обманка) был удален в течение четырех минут дополнительного перемешивания.
Отходы, образовавшиеся в результате двух описанных видов обработки, весили 36 граммов и выгружались из
машины.
Материал в смешанной пене из свинца и цинка был приблизительно разделен на крупнозернистый и
крупнозернистый. Крупнозернистый продукт перемалывался до тех пор, пока более 90% его не проходило
через сито с линейным размером ячеек. В процессе перемалывания в пульпу добавляли кальцинированную
соду и цианид натрия из расчета 1 фунт на тонну от веса исходной руды каждого вида, а также сульфат цинка
из расчета 4 фунта на тонну от веса исходной руды.
Измельченный продукт смешивали с мелкой фракцией, от которой он был первоначально отделен,
переносили в машину для частичной аэрации и перемешивали в течение двух минут с реагентами,
состоящими из 0,097 фунтов на тонну крезола и 0,04 фунта на тонну ксантата, причем эти количества снова
рассчитывались от веса исходной руды. Пену удаляли в течение трех минут, а невсплывший остаток
представлял собой цинковый концентрат. Всплывший материал подвергали повторной очистке в третьей
машине для частичной аэрации после перемешивания в течение двух минут с 0,25 фунтами на тонну цианида
натрия, кальцинированной соды и сульфата цинка, рассчитанными от веса исходной руды. Это дало второй
свинцовый концентрат, поскольку пена и отходы представляли собой второй цинковый концентрат.
Исходная руда содержала 22 050 мкг свинца и 34 810 мкг цинка. В следующей таблице показано количество и
содержание различных концентратов:
Результаты весовых анализов.
грамм % Pb % Zn % Pb o % Zn.
1-й свинцовый конус 112 63 6 114 64 8 7 3 -2-й свинцовый конус 85 42 3 24 8 32 6 12 1-й цинковый конус 217 O
366 51 3 0 7 64 O 2-й цинковый конус 50 2 9 50 9 1 3 14 6 Фактические отходы от первых двух операций
флотации весили 36 граммов и содержали всего 0,6% свинца и 20% цинка из руды.
Как видно, в двух свинцовых концентратах было извлечено 97,4 % свинца, а в двух цинковых концентратах —
78,60 % цинка из руды, при этом, поскольку первичная флотация проводилась с рудой в относительно
крупноизмельченном состоянии, около 30 % руды вообще не требовало тонкого измельчения.
ПРИМЕР IV.
Данное испытание проводилось на свинцово-цинковой руде из Брокен-Хилла, Австралия. Свинец и цинк,
составляющие эту руду, не сращены друг с другом, но пример показывает, что даже в такой относительно
простой руде применение процесса согласно данному изобретению может привести к хорошим результатам.
500 Измельченную руду до количества, достаточного для прохождения через сито с размером ячейки 10 меш
на линейный дюйм, дополнительно измельчали в воде в присутствии 1 фунта извести на тонну и 0,25 фунта
цианида натрия на тонну. Полученную пульпу переносили в флотационную машину субаэрационного типа и
перемешивали в течение 0,1 минуты с 0,97 фунта крезола на тонну и 0,03 фунта ксантата калия на тонну.
После разбавления водой до тех пор, пока содержание твердых веществ не достигало 25 % от общего
количества, в течение двух минут удаляли пену с высоким содержанием галенита. Эта пена содержала 74,5 %
свинца и 401 720 мкг/м³ (69,4 %) свинца в руде. Ее вес составлял 68 граммов. Эта операция проводилась с
рудой, содержащей 15,6 % материала, превышающего количество, необходимое для прохождения через сито
с размером ячейки 1,65 меш на линейный дюйм. Практически все они пройдут через сито с плотностью
примерно 40 ячеек на погонный дюйм.
После удаления свинцового концентрата пульпу дополнительно перемешивали в течение двух минут с 0,25
фунта на тонну сульфата меди, 0,194 фунта на тонну крезола и 0,25 фунта на тонну ксантата калия, после
чего в течение трех с половиной минут удаляли смешанную пену из свинцовых и цинковых минералов. Из
машины выгрузили 207 граммов отходов, содержащих 2,6 % свинца и 2,2 % цинка из руды.
Пена, полученная во втором периоде обогащения, была условно разделена на мелкую и крупную фракции, а
крупная фракция была повторно измельчена в присутствии 0,5 фунта извести на тонну и 1 фунта цианида
натрия и сульфата цинка на тонну, исходя из веса исходной руды. Большая часть повторно измельченного
продукта проходила через сито с размером ячейки 100 меш на линейный дюйм, но количество таким образом
измельченного материала составляло лишь около 450% от веса исходной руды.
Смешали с мелкими частицами, от которых ранее отделили по классификации, перенесли в флотационную
машину с аэрацией, и после перемешивания в течение двух минут с 0,097 фунта на тонну крезола и 0,018
фунта на тонну ксантата, исходя из веса исходной руды, в течение одной минуты был получен второй
свинцовый концентрат, который весил 22 грамма, содержал 66,2% свинца и 19,90% свинца из исходной руды.
Дополнительное количество пены, удаленное в течение следующих полутора минут и весившее 19 граммов,
дало третий свинцовый концентрат, содержащий 30,90% цинка, а также 22,60% свинца и показавший
дальнейшее извлечение 5,90% свинца и 5,9% цинка из исходной руды. Остаток, или невсплашиваемый
продукт, который был выгружен из машины, состоял из Цинковый концентрат весом 184 грамма, содержащий
47,20% цинка и 87,2% цинка, содержащегося в исходной руде.
Рассматривая вместе третий свинцовый концентрат и концентрат Z Inc, можно увидеть, что они содержат в
совокупности 93,10% цинка из руды, в то время как два других концентрата содержат в совокупности 89,30%
свинца. Только 2,6%?
Соседние файлы в папке патенты