RU2047392C1 - Method for separating forsterite-containing ores - Google Patents

Method for separating forsterite-containing ores Download PDF

Info

Publication number
RU2047392C1
RU2047392C1 SU5045899A RU2047392C1 RU 2047392 C1 RU2047392 C1 RU 2047392C1 SU 5045899 A SU5045899 A SU 5045899A RU 2047392 C1 RU2047392 C1 RU 2047392C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
forsterite
flotation
acids
ore
apatite
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Ю.З. Зиновьев
А.Д. Маслов
Е.Е. Каменева
Г.П. Андронов
В.П. Ляхов
В.В. Новожилова
В.В. Богданович
Original Assignee
Горный институт Кольского научного центра РАН
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 Горный институт Кольского научного центра РАН filed Critical Горный институт Кольского научного центра РАН
Priority to SU5045899 priority Critical patent/RU2047392C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2047392C1 publication Critical patent/RU2047392C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ore flotation. SUBSTANCE: method involves crushing ore, its separating to obtain forsterite concentrate. The crushed ore is cleared of slime and subjected to flotation with fat acid collecting agent, sulfite and alcohol distillery slop are used as depressing agent. Flotation is carried out with additionally added 1-oxyalkylidene-1,1-diphosphonic acids or alkylbenzosulfonate or alkylhydroxamic acids. Flotation foam product is discharged as forsterite concentrate. EFFECT: enhanced effectiveness of ore separation. 1 tbl

Description

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых, а именно к извлечению форстерита из силикат-карбонат-фосфатных руд и продуктов их комплексной переработки. The invention relates to mineral processing, in particular to the extraction of forsterite from silicate-carbonate-phosphate ores and products of their complex processing.

Известен способ получения оливино-форстеритовых концентратов из комплексных руд, содержащих форстерит, оливин, доломит, кальцит, апатит, магнетит, слюду [1] По этому способу дробленую руду измельчают; измельченный материал направляют на трехстадийную магнитную сепарацию. В магнитные фракции выделяют оливино-форстеритовые продукты, содержащие MgO 32,67- 35, 36% Далее проводят доводку оливино-форстеритового продукта путем концентрации на столах, в результате чего содержание окиси магния в оливино-форстеритовых продуктах повышается до 38,01-40,35% MgO. Однако этот способ не эффективен при обогащении силикат-карбонат-фосфатных руд; близость магнитных свойств форстерита, диопсида и флогопита не позволяет селективно разделять эти минералы магнитной сепарацией и, следовательно, получать форстеритовые концентраты высокого качества. A known method of producing olivine-forsterite concentrates from complex ores containing forsterite, olivine, dolomite, calcite, apatite, magnetite, mica [1] In this method, crushed ore is crushed; the crushed material is sent to a three-stage magnetic separation. Olivino-forsterite products containing MgO 32.67-35, 36% are isolated into magnetic fractions. Then, the olivine-forsterite product is refined by concentration on tables, as a result of which the content of magnesium oxide in olivino-forsterite products rises to 38.01-40, 35% MgO. However, this method is not effective in the processing of silicate-carbonate-phosphate ores; the proximity of the magnetic properties of forsterite, diopside and phlogopite does not allow selective separation of these minerals by magnetic separation and, therefore, to obtain high-quality forsterite concentrates.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ получения форстеритового концентрата из комплексных редкометалльных апатит-магнетитовых руд [2] В этом способе измельченную руду после выделения магнетитового и редкометалльного концентратов подвергают магнитной сепарации в сильном поле при напряженности Н 9,58˙105 А/м, в результате чего в магнитную фракцию выделяют форстеритовый концентрат.The closest in technical essence and the achieved result is a method for producing forsterite concentrate from complex rare-metal apatite-magnetite ores [2] In this method, the crushed ore after separation of magnetite and rare-metal concentrates is subjected to magnetic separation in a strong field at a voltage of H 9.58˙10 5 A / m, as a result of which the forsterite concentrate is isolated into the magnetic fraction.

Однако этот способ не позволяет получать форстеритовые концентраты с высоким содержанием MgO из комплексных силикат-карбонат-фосфатных руд, содержащих апатит, кальцит, диопсид, флогопит. Диопсид и флогопит имеют магнитную восприимчивость, близкую к магнитной восприимчивости форстерита, что не позволяет селективно осуществлять магнитную сепарацию. Другим недостатком является то, что в случае присутствия в руде хрупких минералов (апатит, карбонаты), концентрирующихся преимущественно в тонких классах, неизбежно происходит электростатическое налипание мелких частиц апатита и карбонатов на поверхности магнитного форстерита и, следовательно, перевод их в магнитную фракцию. Следствием этого является ухудшение качества форстеритового продукта. Действительно, содержание MgO в форстеритовом концентрате после магнитной сепарации не превышает 47,8%
Сущность изобретения заключается в следующем. Форстеритсодержащую руду измельчают и подвергают последующему разделению с получением форстеритового концентрата; измельченную руду обесшламливают и подвергают флотации жирнокислотным собирателем с использованием в качестве депрессора сульфит-спиртовой барды, при этом во флотацию дополнительно вводят 1-оклиалкилиден-1,1-дифосфоновые кислоты, или алкилбензосульфонат, или алкилгидроксамовые кислоты. Известно, что форстерит, карбонат и апатит как минералы, содержащие в кристаллической решетки ионы щелочноземельных металлов (Са2+, Mg2+) обладают флотационной активностью по отношению к жирнокислотным собирателям. При этом скорость флотации в щелочной среде последовательно убывает в ряду апатит-карбонаты-форстерит. Эффективность флотации форстерита повышается при снижении рН пульпы (нейтральные и кислые среды), когда происходит растворение апатита и карбонатов, связанное с выщелачиванием ионов СА2+ с поверхности этих минералов. Растворение форстерита, содержащего в кристаллической решетке ионы Mg2+ и Fe2+ происходит при рН < 2. Таким образом, флотация форстерита возможна в нейтральных и кислых (рН > 2) средах. При этом эффективность флотации форстерита жирнокислотным собирателем, способным образовывать прочные адсорбционные соединения лишь с ионами Mg2+ на поверхности, может быть повышена за счет дополнительной подачи в пульпу поверхностно-активных веществ (ПАВ), способных образовывать труднорастворимые поверхностные соединения не только с ионами Mg2+, но и Fe2+.
However, this method does not allow to obtain forsterite concentrates with a high MgO content from complex silicate-carbonate-phosphate ores containing apatite, calcite, diopside, phlogopite. Diopside and phlogopite have a magnetic susceptibility close to the magnetic susceptibility of forsterite, which does not allow selective magnetic separation. Another disadvantage is that in the case of the presence of brittle minerals (apatite, carbonates), concentrated mainly in thin classes, electrostatic adhesion of small particles of apatite and carbonates on the surface of magnetic forsterite inevitably occurs and, consequently, their transfer to the magnetic fraction. The consequence of this is a deterioration in the quality of the forsterite product. Indeed, the MgO content in forsterite concentrate after magnetic separation does not exceed 47.8%
The invention consists in the following. The forsterite-containing ore is ground and subjected to subsequent separation to obtain a forsterite concentrate; the crushed ore is de-slammed and flotated by a fatty acid collector using sulfite-alcohol stillage as a depressant, while 1-oxyalkylidene-1,1-diphosphonic acids, or alkylbenzenesulfonate, or alkylhydroxamic acids are added to the flotation. It is known that forsterite, carbonate and apatite as minerals containing alkaline earth metal ions (Ca 2+ , Mg 2+ ) in the crystal lattice have flotation activity with respect to fatty acid collectors. In this case, the flotation rate in an alkaline medium gradually decreases in the series apatite-carbonates-forsterite. The forsterite flotation efficiency increases with decreasing pulp pH (neutral and acidic media), when apatite and carbonates dissolve due to leaching of CA 2+ ions from the surface of these minerals. The dissolution of forsterite containing Mg 2+ and Fe 2+ ions in the crystal lattice occurs at pH <2. Thus, forsterite flotation is possible in neutral and acidic (pH> 2) media. Moreover, the efficiency of flotation of forsterite with a fatty acid collector, capable of forming strong adsorption compounds only with Mg 2+ ions on the surface, can be increased due to the additional supply of surface-active substances (SAS) to the pulp, which can form sparingly soluble surface compounds not only with Mg 2 ions + , but also Fe 2+ .

В качестве таких ПАВ могут быть использованы 1-оксиалкилиден-1,1-дифосфоновые кислоты, алкилбензолсульфонаты или алкилгидроксамовые кислоты. As such surfactants, 1-hydroxyalkylidene-1,1-diphosphonic acids, alkylbenzenesulfonates or alkylhydroxamic acids can be used.

Так, 1-оксиалкилиден-1,1-дифосфоновые кислоты (ОДФК) имеют общую формулу
R

Figure 00000001
где R углеводородный радикал, содержащий от 7 до 9 атомов углерода. Более сильная поляризуемость связи Р-О (по сравнению с С-О в структуре жирных кислот), а также наличие дополнительного атома кислорода, способного к координации, обуславливают высокую избирательность действия по отношению к ряду катионов, в том числе Fe2+ и Mg2+. Кроме того, ОДФК обуславливают кислую среду, а также создают в пульпе некоторую концентрацию сильно гидратированных ионов Н2РО4 -, способных вытеснять жирнокислотный собиратель с поверхности кальцийсодержащих минералов апатита и карбонатов. Указанные особенности действия ОДФК предопределяют возможность их использования как дополнительного собирателя при флотации форстерита. Так, опытами по микрофлотации установлено, что извлечение чистой разности форстерита при флотации его ОДФК при рН 3,5-4,0 составляет 7-10% Применение жирнокислотного собирателя (олеат натрия) при рН < 6 позволяет извлекать до 25% форстерита. Совместное применение жирнокислотного собирателя и ОДФК позволяет активизировать флотацию форстерита. Так, при расходе ОДФК до 90 м/л и сульфатного мыла 15 мг/л извлечение форстерита составляет 76% апатита 36% карбонатов лишь 18% Высокомолекулярные алкилбензолсульфонаты (ВАС) общей формулы
R-S
Figure 00000002
-OH(Me) дополняют коллектирующее действие жирных кислот при флотации форстерита в основном за счет образования на поверхности труднорастворимых комплексов Mg(RSO3)2 и Fe(RSO3)2.So, 1-hydroxyalkylidene-1,1-diphosphonic acids (ODFC) have the general formula
R
Figure 00000001
where R is a hydrocarbon radical containing from 7 to 9 carbon atoms. The stronger polarizability of the P-O bond (as compared to C-O in the structure of fatty acids), as well as the presence of an additional oxygen atom capable of coordination, determine the high selectivity of the action with respect to a number of cations, including Fe 2+ and Mg 2 + . In addition, ODPA determines an acidic environment, and also creates a certain concentration of highly hydrated Н 2 РО 4 - ions in the pulp, which can displace the fatty acid collector from the surface of calcium-containing minerals of apatite and carbonates. These features of the action of ODFCs determine the possibility of their use as an additional collector in the forsterite flotation. Thus, microflotation experiments have established that the extraction of the pure difference of forsterite during flotation of its ODFC at pH 3.5-4.0 is 7-10%. The use of a fatty acid collector (sodium oleate) at pH <6 allows the extraction of up to 25% of forsterite. The combined use of the fatty acid collector and ODFC allows for the activation of forsterite flotation. So, with a consumption of ODFA up to 90 m / l and a sulfate soap of 15 mg / l, forsterite recovery is 76% apatite 36% carbonates only 18% High molecular weight alkylbenzenesulfonates (BAC) of the general formula
RS
Figure 00000002
-OH (Me) complement the collecting action of fatty acids in the forsterite flotation mainly due to the formation of surface-poorly soluble complexes of Mg (RSO 3 ) 2 and Fe (RSO 3 ) 2 .

Кроме того, известно, что эти соединения нечувствительны к солям жесткости, и в кислых и нейтральных средах обладают лучшей, чем у жирных кислот, растворимостью. Это приводит к улучшению флотируемости форстерита: извлечение форстерита составляет 52,9% при флотации смеси ВАС (180 мг/л) и жирнокислотного собирателя сульфатного мыла (20 мг/л). При флотации ВАС как монореагентом извлечение форстерита составляет лишь 9,2%
Известно, что алкилгидроксамовые кислоты общей формулы
R-C

Figure 00000003
обладают способностью образовывать прочные комплексные соединения с ионами как железа, так и магния. Это дает возможность использовать их как дополнительный собиратель к жирным кислотам для селективной флотации форстерита. При флотации сочетанием алкилгидроксамовых кислот (100 мг/л) и сульфатного мыла (15 мг/л) извлечение форстерита составило 71,2% При флотации алкигидроксамовыми кислотами (50 мг/л 200 мг/л), как монореагентом извлечение форстерита не превышает 9,3-15,2%
В качестве депрессора апатита и карбонатов при флотации форстерита может быть использована сульфит-спиртовая барда (ССБ) смесь кальциевых солей лигносульфоновых кислот. Действие этого реагента при разделении форстерит-апатит-карбонатного комплекса сводится к следующему. Известно, что в кислых и нейтральных средах ионы Са2+ выщелачиваются с поверхности карбонатов и апатита и замещаются на ионы водорода. В результате поверхность минералов приобретает положительный заряд, что обуславливает адсорбцию анионов лигносульфоната. За счет этого поверхность апатита и карбонатов становится гидрофильной.In addition, it is known that these compounds are insensitive to hardness salts, and in acidic and neutral environments have better solubility than fatty acids. This leads to an improvement in the floatability of forsterite: the extraction of forsterite is 52.9% during the flotation of a mixture of BAC (180 mg / l) and a fatty acid collector of sulfate soap (20 mg / l). When YOU flotate as a monoreagent, forsterite recovery is only 9.2%
It is known that alkyl hydroxamic acids of the general formula
RC
Figure 00000003
have the ability to form strong complex compounds with ions of both iron and magnesium. This makes it possible to use them as an additional collector for fatty acids for the selective flotation of forsterite. When flotation with a combination of alkyl hydroxamic acids (100 mg / l) and sulfate soap (15 mg / l), the extraction of forsterite was 71.2%. When flotation with alkalohydroxamic acids (50 mg / l 200 mg / l), as a monoreagent, the extraction of forsterite does not exceed 9, 3-15.2%
As a depressant of apatite and carbonates in the forsterite flotation, a sulfite-alcohol stillage (PRS) mixture of calcium salts of lignosulfonic acids can be used. The action of this reagent in the separation of the forsterite-apatite-carbonate complex is as follows. It is known that in acidic and neutral environments, Ca 2+ ions are leached from the surface of carbonates and apatite and are replaced by hydrogen ions. As a result, the surface of the minerals acquires a positive charge, which leads to the adsorption of lignosulfonate anions. Due to this, the surface of apatite and carbonates becomes hydrophilic.

В структуре форстерита двойная связь между О и Mg носит ионный характер и на поверхности скола обнажаются ионы О2-. В водном растворе ион водорода присоединяется к О2- с образованием на поверхности гидроксилионов. В результате поверхность приобретает отрицательный заряд, и адсорбция ионов лигносульфоната становится невозможной.In the forsterite structure, the double bond between O and Mg is ionic in nature and O 2– ions are exposed on the cleaved surface. In an aqueous solution, a hydrogen ion binds to O 2- to form hydroxylions on the surface. As a result, the surface acquires a negative charge, and the adsorption of lignosulfonate ions becomes impossible.

В таблице представлены результаты лабораторных технологических опытов по флотации форстерита из обесшламленного форстеритсодержащего сырья с применением в качестве собирателя жирных кислот (сульфатного мыла или технических жирных кислот (ТЖК), ОДФК (реагентом флотол 7,9 смесью ОДФК с 7-9 атомами углерода в углеводородном радикале), ВАС и алкилгидроксамовыми кислотами (реагентом ИМ-50 смесью алкилгидроксамовых кислот) как в качестве самостоятельных реагентов, так и при их сочетании. The table shows the results of laboratory technological experiments on the flotation of forsterite from deslaimed forsterite-containing raw materials using fatty acids (sulfate soap or technical fatty acids (TFA), ODFA (flotol reagent 7.9 with a mixture of ODFA with 7-9 carbon atoms in the hydrocarbon radical as a collector) ), BAC and alkyl hydroxamic acids (reagent IM-50 with a mixture of alkyl hydroxamic acids) both as stand-alone reagents and when combined.

Анализ данных, приведенных в таблице, свидетельствует о том, что в результате флотации с использованием жирных кислот (сульфатное мыло и ТЖК), флотола-7,9, ВАС и ИМ-50 как самостоятельных собирателей качество форстеритового концентрата не превышает 36,6-45,2% MgO. Analysis of the data given in the table indicates that as a result of flotation using fatty acids (sulfate soap and TFA), flotol-7.9, BAC and IM-50 as independent collectors, the quality of forsterite concentrate does not exceed 36.6-45 , 2% MgO.

Применение сочетания собирателей обеспечивает получение концентратов более высокого качества: 48,7-50,5% MgO при использовании жирных кислот и флотола-7,9; 46,7-48,9% MgO в опытах с применением жирных кислот и ИМ-50; 46,3-46,9% MgO при флотации жирными кислотами и ВАС. The use of a combination of collectors provides higher quality concentrates: 48.7-50.5% MgO using fatty acids and flotol-7.9; 46.7-48.9% MgO in experiments using fatty acids and IM-50; 46.3-46.9% MgO during flotation with fatty acids and BAC.

Способ осуществляют следующим образом. The method is as follows.

П р и м е р 1. Обогащению подвергают форстеритсодержащее сырье хвосты флотации апатита апатито-бадделеитовой фабрики Ковдорского ГОКа следующего состава, вес. MgO 28,1; Р2О5 2,2; СО2 9,7.PRI me R 1. The enrichment is subjected to forsterite-containing raw materials tailings flotation apatite apatite-baddeleyite factory Kovdor GOK of the following composition, weight. MgO 28.1; P 2 O 5 2.2; СО 2 9.7.

Сначала проводят обесшламливание измельченного материала по классу 0,063 мм. Обесшламленную пульпу флотируют в лабораторной флотомашине ФМЛ с объемом камер 1 л, при соотношении Т:Ж 1:2.8. Во флотацию подают технические жирные кислоты ТЖК (100 г/т), ВАС 250 г/т, ССБ 300 г/т. Продолжительность контактирования с реагентами устанавливают: с ТЖК 1 мин, с ВАС 1 мин, с ССБ 3 мин. ТЖК и ВАС подают в виде 1%-ых растворов, ССБ в виде 2%-ного раствора. Флотацию проводят по схеме, включающей основную, контрольную флотацию и две перечистки пенного продукта основной флотации. Продолжительность основной флотации 4 мин, контрольной 3 мин, перечисток 2 мин и 1 мин. 30 сек. Флотацию осуществляют по схеме замкнутого цикла, предусматривающей заворот камерного продукта I перечистки и ионного продукта контрольной в основную флотацию; камерного продукта II перечистки в I перечистку. Пенный продукт II перечистки содержит 46,8% MgO и является окончательным форстеритовым концентратом. First, desulphurization of the crushed material in the class of 0.063 mm is carried out. Deslaminated pulp is floated in an FML laboratory flotation machine with a chamber volume of 1 l, with a ratio of T: W 1: 2.8. Technical fatty acids TFA (100 g / t), BAC 250 g / t, SSB 300 g / t are fed to the flotation. The duration of contact with the reagents is set: with TFA 1 min, with YOU 1 min, with PRS 3 min. TFA and BAC are served in the form of 1% solutions, CSP in the form of a 2% solution. Flotation is carried out according to the scheme, including the main, control flotation and two cleanings of the foam product of the main flotation. The duration of the main flotation 4 minutes, control 3 minutes, cleaning 2 minutes and 1 min. 30 sec Flotation is carried out according to a closed-loop scheme, providing for the inversion of the chamber product I of the purification and the ion product of the control into the main flotation; chamber product II purification in I purification. Foam treatment product II contains 46.8% MgO and is the final forsterite concentrate.

П р и м е р 2. Обогащению подвергают форстеритсодержащее сырье хвосты флотации апатита апатито-бадделеитовой фабрики Ковдорского ГОКа следующего состава, вес. MgO 28,1; Р2О5 2,2; СО2 9,7.PRI me R 2. The enrichment is subjected to forsterite-containing raw materials tailings flotation apatite apatite-baddeleyite factory Kovdorsky GOK of the following composition, weight. MgO 28.1; P 2 O 5 2.2; СО 2 9.7.

Исходное сырье измельчают и обесшламливают по классу -0,063 мм. Обесшламленный материал флотируют в лабораторной флотомашине ФМЛ с объемом камеры 1 л при соотношении Т: Ж1:2.8. Во флотацию подают сульфатное мыло (50 г/т), ИМ-50 (50 г/т) и сульфат-спиртовую барду (100 г/т). Продолжительность контактирования устанавливают с сульфатным мылом 1 мин, с ИМ-50 1 мин, с ССБ 3 мин. Сульфатное мыло и ИМ-50 готовят в виде 1%-ных растворов, ССБ в виде 2% -ного раствора. Флотацию осуществляют по схеме, включающей основную, контрольную флотации и две перечистки пенного продукта основной флотации. Продолжительность основной флотации 2 мин, контрольной 1 мин,30 с, перечисток 1 мин 30 с и 1 мин. Флотацию проводят по схеме замкнутого цикла. The feedstock is ground and de-slurry in the class of -0.063 mm. Deslaminated material is floated in an FML laboratory flotation machine with a chamber volume of 1 l at a ratio of T: G1: 2.8. Sulfate soap (50 g / t), IM-50 (50 g / t) and sulphate-distillery stillage (100 g / t) are fed into the flotation. The duration of contact is established with sulfate soap 1 min, with IM-50 1 min, with PRS 3 min. Sulphate soap and IM-50 are prepared in the form of 1% solutions, PRS in the form of a 2% solution. Flotation is carried out according to the scheme, including the main, control flotation and two cleanings of the foam product of the main flotation. The duration of the main flotation is 2 min, control 1 min, 30 s, cleaning 1 min 30 s and 1 min. Flotation is carried out according to a closed cycle scheme.

Пенный продукт II перечистки содержит MgO 48,9% и является окончательным форстеритовым концентратом. Foam product II refining contains MgO 48.9% and is the final forsterite concentrate.

П р и м е р 3. Предлагаемый способ осуществлен в опытно-промышленных условиях на опытной обогатительной фабрике Ковдорского ГОКа. PRI me R 3. The proposed method was carried out in experimental industrial conditions at the pilot processing plant of the Kovdor GOK.

Исходным питанием опытной фабрики являлись хвосты конусных сепараторов отделения гравитации апатито-бадделеитовой фабрики следующего состава, MgO 25,1; Р2О5 3,3; СО2 13,4.The feed of the experimental factory was the tails of the cone separators of the gravity separation of the apatite-baddeleyite factory of the following composition, MgO 25.1; P 2 O 5 3.3; CO 2 13.4.

Сначала проводят обесшламливание исходного питания в две стадии с использованием гидроциклона ГЦ-350 и полочного сгустителя. Пески гидроциклона и пески полочного сгустителя являются питанием флотации. Питание флотации направляют в контактный чан, в который подают ССБ. Собиратель сульфатное мыло, а также флотол 7,9 подают в карман 1 камеры основной флотации. Флотацию осуществляют на оборотной воде апатито-бадделеитовой фабрики во флотомашинах ФМ-0,4 с объемом камеры 0,38 м3. Флотацию осуществляют по схеме, включающей основную и контрольную флотации и одну перечистку пенного продукта основной флотации. Пенный продукт контрольной флотации и камерный продукт перечистки направляют в 1 камеру основной флотации.First, de-clamming of the initial food is carried out in two stages using a hydrocyclone HZ-350 and a shelf thickener. Hydrocyclone sands and shelf thickener sands are flotation feed. Flotation feed is sent to the contact tank, which serves the PRS. The sulphate soap collector and flotol 7.9 are fed into the pocket of 1 chamber of the main flotation. Flotation is carried out on recycled water of the apatite-baddeleyite factory in FM-0.4 flotation machines with a chamber volume of 0.38 m 3 . Flotation is carried out according to the scheme, including the main and control flotation and one cleaning of the foam product of the main flotation. The foam product of control flotation and the chamber product of purification are sent to 1 chamber of the main flotation.

Реагенты подают при расходах ССБ 142 г/т, флотола 7,9 марки "Б" 215 г/т, сульфатного мыла 37 г/т. Reagents are supplied at a cost of PRS 142 g / t, flotol 7.9 grade "B" 215 g / t, sulfate soap 37 g / t.

Пенный продукт флотации содержит MgO 50,7% Foam flotation product contains MgO 50.7%

Claims (1)

СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ФОРСТЕРИТСОДЕРЖАЩИХ РУД, включающий измельчение и последующее разделение с получением форстеритового концентрата, отличающийся тем, что измельченную руду обесшламливают и подвергают флотации жирно-кислотным собирателем с использованием в качестве депрессора сульфит-спиртовой барды, при этом во флотацию дополнительно вводят 1-оксиалкилиден-1,1 -дифосфоновые кислоты, или алкилбензосульфонаты, или алкилгидроаксамовые кислоты. METHOD FOR ENRICHMENT OF FORSTERITE-CONTAINING ORES, including grinding and subsequent separation to obtain forsterite concentrate, characterized in that the crushed ore is de-slammed and flotated with a fatty acid collector using sulfite-alcohol stillage as a depressant, with an additional 1 , 1-diphosphonic acids, or alkylbenzene sulfonates, or alkylhydroaxamic acids.
SU5045899 1992-06-02 1992-06-02 Method for separating forsterite-containing ores RU2047392C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5045899 RU2047392C1 (en) 1992-06-02 1992-06-02 Method for separating forsterite-containing ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5045899 RU2047392C1 (en) 1992-06-02 1992-06-02 Method for separating forsterite-containing ores

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2047392C1 true RU2047392C1 (en) 1995-11-10

Family

ID=21606076

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5045899 RU2047392C1 (en) 1992-06-02 1992-06-02 Method for separating forsterite-containing ores

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2047392C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2498861C1 (en) * 2012-04-19 2013-11-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Горный институт Кольского научного центра Российской академии наук Method of disthene ore flotation

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Получение оливино-форстеритовых продуктов из трех проб руды зоны дезинтеграции Ковдорского железорудного месторождения (В.С.Алексеев, А.Г.Ефремов, А.А.Поздняков, Н.Ю.Шахматова) Обогащение комплексных руд, -М. -Л.; 1964, с.43-53. *
2. Перспективы комплексной переработки редкометалльных и магнетитовых руд (Г.К.Комаров, Л.Б.Чистов, М.П.Пятехина и др.) Комбинированные методы обогащения при комплексной переработке минерального сырья, М.: Наука, 1977, с.86-89. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2498861C1 (en) * 2012-04-19 2013-11-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Горный институт Кольского научного центра Российской академии наук Method of disthene ore flotation

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4098687A (en) Beneficiation of lithium ores by froth flotation
AU2013293041B2 (en) Monothiophosphate containing collectors and methods
EA020884B1 (en) Process for recovering gold from refractory sulfide ores
KR101710593B1 (en) Method for collecting high grade scheelite concentrate and collecting facilities of scheelite concentrate
US2373305A (en) Tungsten ore flotation
US4301973A (en) Beneficiation of iron ore
RU2047392C1 (en) Method for separating forsterite-containing ores
Güney et al. A new flowsheet for processing chromite fines by column flotation and the collector adsorption mechanism
US3469693A (en) Beneficiation of ores by froth flotation using sulfosuccinamates
US3078997A (en) Flotation process for concentration of phenacite and bertrandite
US2168762A (en) cacos
US2222330A (en) Process of salt purification
RU2192314C1 (en) Method of calcito-fluorite ores flotation
RU2135298C1 (en) Copper-zinc concentrate separation process
RU2057595C1 (en) Boric ores flotation method
US2403640A (en) Separation of cobaltite
RU2189867C2 (en) Method of final concentration of magnetite concentrates
RU2496583C1 (en) Modified reagent for flotation of nonferrous metal zinc-bearing ores
RU2164824C2 (en) Apatite or flotation process
Matis et al. Adsorption of fatty acids on fine mineral particles as a purification method of industrial wastewaters
CA1118917A (en) Froth flotation of zinc sulfide
US3382976A (en) Method for preventing activation of silica in ore flotation
SU1433503A1 (en) Method of flotation of carbonate-fluorite ores
Gallios et al. Flotation in the 2010s: Focus on mineral processing
RU2162017C1 (en) Method of concentration of sulfide-apatite- magnetite ore with the use of circulating hard water treated with lime milk