RU2099146C1 - Method of recovering useful minerals from ore slimes - Google Patents

Method of recovering useful minerals from ore slimes Download PDF

Info

Publication number
RU2099146C1
RU2099146C1 RU95120787A RU95120787A RU2099146C1 RU 2099146 C1 RU2099146 C1 RU 2099146C1 RU 95120787 A RU95120787 A RU 95120787A RU 95120787 A RU95120787 A RU 95120787A RU 2099146 C1 RU2099146 C1 RU 2099146C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
solid phase
extraction
collector
minutes
ore
Prior art date
Application number
RU95120787A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU95120787A (en
Inventor
С.А. Бабенко
О.К. Семакина
В.С. Гравер
Original Assignee
Томский политехнический университет
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 Томский политехнический университет filed Critical Томский политехнический университет
Priority to RU95120787A priority Critical patent/RU2099146C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2099146C1 publication Critical patent/RU2099146C1/en
Publication of RU95120787A publication Critical patent/RU95120787A/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: mining industry. SUBSTANCE: invention concerns recovering useful minerals from ore slimes, for example, when dressing cassiterite, phosphate, gold-bearing, and other ores. Method is distinguished by adding slime- collector and solid carrier. As collector, fatty acids in quantity 0.025 to 0.30 mg per 1 g solid phase are used and, as solid carrier, 0.04 to 0.10 g of polyolefin concentrates per 1 g solid phase. Recovery time is 5-10 min. EFFECT: facilitated recovery. 1 tbl

Description

Изобретение относится к области селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов, в которых содержание ценных компонентов не более 5% например при обогащении касситеритовых, фосфатных, цирконовых, танталлитовых, магнезитовых, золотоносных руд и др. The invention relates to the field of selective extraction of valuable minerals from ore sludges in which the content of valuable components is not more than 5%, for example, in the enrichment of cassiterite, phosphate, zircon, tantallite, magnesite, gold-bearing ores, etc.

Известен способ селективной флотации тонкоизмельченного минерального материала из тонкоизмельченной минеральной рудной пульпы с применением собирателя, вспенивателя и несущих частиц в количестве 0,5-20% от веса исходного питания (предпочтительно 1- 10%). Несущими частицами может быть стекло, кальцит, магнетит, кварц, тригидрат алюминия и др. имеющие размер 10-300 мкм (преимущественно 10-150 мкм) и плотность больше 1 г/см3 (предпочтительно 1,5 г/см3). Поверхность частиц носителей обрабатывают продуктом конденсации, например алканоламином и жирной кислотой, или жирнокислотным эфиром, или двухосновной жирной кислотой в количестве 0,01-5% от веса несущих частиц (предпочтительнее 0,02- 0,1%) [1]
Известен также способ флотационной очистки глины от примесей анатаза (TiO2) с добавлением носителя [2] Флотации подвергалась каолиновая глина крупностью 20 мкм при содержании твердого в пульпе 20% В качестве минерала-носителя использовался кальцит, в качестве реагентов использовались сода 450 г/т, жидкое стекло 1 кг/т и эмульсия олеиновой кислоты, приготовленная в растворе аммиака при соотношении 4:1 (вес.). Схема флотации включала основную операцию продолжительностью 10 мин и три перечистки пенного продукта продолжительностью 5 мин. Установлено, что флотация с минералом-носителем эффективнее обычной флотации, при этом выход обогащенной глины повысился с 44 до 92%
Основным недостатком описанных способов является длительность их проведения, низкое извлечение ценного компонента, а также более сложное аппаратурное обеспечение.
A known method of selective flotation of finely ground mineral material from finely ground mineral ore pulp using a collector, blowing agent and carrier particles in an amount of 0.5-20% by weight of the feed (preferably 1-10%). The carrier particles may be glass, calcite, magnetite, quartz, aluminum trihydrate, etc. having a size of 10-300 μm (preferably 10-150 μm) and a density greater than 1 g / cm 3 (preferably 1.5 g / cm 3 ). The surface of the carrier particles is treated with a condensation product, for example, alkanolamine and fatty acid, or fatty acid ether, or dibasic fatty acid in an amount of 0.01-5% by weight of the carrier particles (preferably 0.02-0.1%) [1]
There is also known a method of flotation purification of clay from anatase (TiO 2 ) impurities with the addition of a carrier [2] Flotation was subjected to kaolin clay with a grain size of 20 μm with a solid content of 20% in the pulp. Calcite was used as a carrier mineral, 450 g / t of soda was used as reagents. , liquid glass 1 kg / t and an oleic acid emulsion prepared in an ammonia solution at a ratio of 4: 1 (wt.). The flotation scheme included the main operation lasting 10 minutes and three cleanings of the foam product lasting 5 minutes. It was established that flotation with a mineral carrier is more effective than conventional flotation, while the yield of enriched clay increased from 44 to 92%
The main disadvantage of the described methods is the duration of their implementation, low extraction of a valuable component, as well as more complex hardware.

Наиболее близким по технической сущности и по достигаемому эффекту является способ агломерации золота на углемасляном собирателе, заключающийся в том, что гидрофобные частицы золота, находящиеся в водном шламе, проникают в углемасляные агломераты, которые затем извлекают из водной среды просеиванием или флотацией. Степень извлечения за 30 мин составляет от 80 до 99% [3-5]
Недостатком прототипа является длительное время агломерации (до 30 мин).
The closest in technical essence and in the achieved effect is the method of gold agglomeration on a coal-oil collector, which consists in the fact that hydrophobic gold particles located in the water sludge penetrate the coal-oil agglomerates, which are then removed from the aqueous medium by sieving or flotation. The degree of extraction in 30 minutes is from 80 to 99% [3-5]
The disadvantage of the prototype is the long agglomeration time (up to 30 min).

Задача предлагаемого способа более полное извлечение ценных компонентов из отвальных рудных хвостов, которые уже не поддаются другим методам обработки. The objective of the proposed method is a more complete extraction of valuable components from the dump ore tailings, which are no longer amenable to other processing methods.

Извлечение ценных компонентов достигается путем добавления в рудную пульпу полиолефиновых концентратов. Соотношение жидкой и твердой фазы в суспензии составляет 5:1 (мас.). Содержание ценных компонентов в твердой фазе не более 5%
В водную суспензию, содержащую до 20% твердых рудных шламов, добавляют собиратель в количестве 0,025-0,30 мг/г твердой фазы, перемешивают в течение 4-6 мин со скоростью 600 об/мин, затем добавляют твердый носитель (полиолефиновые концентраты) в количестве 0,04-0,1 г/г твердой фазы и перемешивают 5-10 мин. Ценные минералы благодаря гидрофобной поверхности захватываются полиолефиновыми концентратами и проникают в него. После селективного извлечения полученные агломераты отделяют от воды ситовым методом и определяют извлечение ценных минералов из рудных шламов, которое составляет 90- 99,9%
Основными отличительными признаками предлагаемого решения являются следующие.
Extraction of valuable components is achieved by adding polyolefin concentrates to the ore pulp. The ratio of liquid and solid phase in suspension is 5: 1 (wt.). The content of valuable components in the solid phase is not more than 5%
A collector in an amount of 0.025-0.30 mg / g of solid phase is added to an aqueous suspension containing up to 20% solid ore sludge, stirred for 4-6 minutes at a speed of 600 rpm, then a solid support (polyolefin concentrates) is added to the amount of 0.04-0.1 g / g of solid phase and stirred for 5-10 minutes Valuable minerals, due to their hydrophobic surface, are captured by polyolefin concentrates and penetrate into it. After selective extraction, the resulting agglomerates are separated from the water by the sieve method and the extraction of valuable minerals from ore sludges is determined, which is 90-99.9%
The main distinguishing features of the proposed solution are the following.

1. Вместо углемасляных агломератов по прототипу, в качестве твердого носителя используются полиолефиновые концентраты в количестве 0,04-0,10 г/г твердой фазы. Снижение полиолефиновых концентратов менее 0,04 г/г твердой фазы приводит к неэффективному извлечению ценного минерала, так как поверхность захвата уменьшается и степень извлечения ценных минералов падает. Увеличение полиолефиновых концентратов свыше 0,10 г/г твердой фазы приводит к неэкономичному использованию концентрата, при этом степень извлечения ценного минерала остается на прежнем уровне. 1. Instead of coal-oil agglomerates according to the prototype, polyolefin concentrates in the amount of 0.04-0.10 g / g of solid phase are used as a solid carrier. A decrease in polyolefin concentrates of less than 0.04 g / g of solid phase leads to inefficient extraction of valuable mineral, since the capture surface decreases and the degree of extraction of valuable minerals decreases. An increase in polyolefin concentrates over 0.10 g / g of the solid phase leads to uneconomical use of the concentrate, while the degree of extraction of valuable mineral remains at the same level.

2. В качестве собирателя используются гидрофобизирующие жидкости в количестве 0,025-0,30 мг/г твердой фазы, а в прототипе применяют поверхностно-активные вещества или депрессанты. Снижение собирателя менее 0,025 мг/г твердой фазы не желательно, так как при этом поверхность ценных минералов гидрофобизируется не полностью, что приводит к уменьшению степени извлечения минералов. Увеличение собирателя более 0,30 мг/г твердой фазы не целесообразно, так как поверхность ценного минерала полностью гидрофобизирована, и избыточное количество собирателя приводит только к дополнительным расходам, а степень извлечения при этом не повышается. 2. As a collector, hydrophobizing liquids are used in an amount of 0.025-0.30 mg / g of solid phase, and in the prototype surfactants or depressants are used. A decrease in the collector of less than 0.025 mg / g of solid phase is not desirable, since the surface of valuable minerals is not completely hydrophobized, which leads to a decrease in the degree of extraction of minerals. An increase in the collector of more than 0.30 mg / g of the solid phase is not advisable, since the surface of the valuable mineral is completely hydrophobized, and an excess amount of the collector leads only to additional costs, and the degree of extraction does not increase.

3. В качестве гидрофобизирующей жидкости по заявляемому способу применяют жирные кислоты, например олеиновую кислоту, талловое масло. 3. As a hydrophobizing liquid according to the claimed method, fatty acids, for example oleic acid, tall oil, are used.

4. Время обработки твердой фазы собирателем составляет 4-6 мин. Снижение времени обработки твердой фазы менее 4 мин приводит к недостаточно полному покрытию поверхности ценных минералов гидрофобизирующей жидкостью, при этом степень извлечения уменьшается. Повышение времени обработки свыше 6 мин не приводит к увеличению степени извлечения, так как поверхность уже полностью успевает гидрофобизироваться. 4. The processing time of the solid phase by the collector is 4-6 minutes Reducing the processing time of the solid phase less than 4 min leads to insufficiently complete coating of the surface of valuable minerals with a hydrophobizing liquid, while the degree of extraction decreases. An increase in the processing time of more than 6 min does not lead to an increase in the degree of extraction, since the surface already completely manages to hydrophobize.

5. Время селективного извлечения ценных минералов из суспензии после добавления полиолефиновых концентратов составляет 5-10 мин, а в прототипе максимальное извлечение достигается за 30 мин. 5. The time of selective extraction of valuable minerals from the suspension after adding polyolefin concentrates is 5-10 minutes, and in the prototype the maximum recovery is achieved in 30 minutes

6. Степень извлечения ценных минералов с помощью полиолефиновых концентратов составляет от 90 до 99,9% в то время как по прототипу от 80 до 99%
Таким образом, предлагаемый способ селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов с помощью полиолефиновых концентратов позволяет сократить время извлечения до 5-10 мин.
6. The degree of extraction of valuable minerals using polyolefin concentrates is from 90 to 99.9%, while the prototype from 80 to 99%
Thus, the proposed method for the selective extraction of valuable minerals from ore sludges using polyolefin concentrates can reduce the extraction time to 5-10 minutes.

Пример 1 (по прототипу). К водной суспензии, содержащей 20% рудных шламов, в которых находится 4,52% титаноциркониевого минерала, добавляем углемасляные агломераты в количестве 0,08 г/г твердой фазы, полученную смесь перемешиваем в течение 30 мин. Затем агломераты отделяем от воды ситовым методом. Степень извлечения титано-циркониевого минерала составила 53,2%
Пример 2 (по заявляемому способу).
Example 1 (prototype). To an aqueous suspension containing 20% ore sludge, in which 4.52% of the titanium zirconium mineral is located, we add carbon-oil agglomerates in an amount of 0.08 g / g of solid phase, the resulting mixture is stirred for 30 minutes. Then the agglomerates are separated from the water by the sieve method. The degree of extraction of titanium-zirconium mineral was 53.2%
Example 2 (by the present method).

К 100 мл воды вносим 20,4 г рудного шлама, содержащего 1,96% ильменита, добавляем олеиновой кислоты в количестве 0,025 мг/г твердой фазы и перемешиваем в течение 5 мин. Затем добавляем полиолефиновые концентраты в количестве 0,04 г/г твердой фазы и перемешиваем в течение 10 мин. Концентраты отделяем на сите от воды и определяем извлечение ильменита методом магнитной сепарации. Степень извлечения составила 90,1%
Пример 3. К 100 мл воды вносим 16 г рудного шлама, содержащего 4,52% титаноциркониевого минерала. В суспензию вносим олеиновую кислоту в количестве 0,10 мг/г твердой фазы и перемешиваем 6 мин. Затем добавляем полиолефиновые концентраты в количестве 0,06 г/г твердой фазы и перемешиваем в течение 5 мин. Концентраты отделяем на сите от воды и определяем извлечение титана и циркония гравитационным методом. Степень извлечения составила 94,3%
Примеры на предельные и запредельные значения представлены в таблице.
We add 20.4 g of ore sludge containing 1.96% ilmenite to 100 ml of water, add oleic acid in an amount of 0.025 mg / g of solid phase and mix for 5 minutes. Then add polyolefin concentrates in an amount of 0.04 g / g solid phase and mix for 10 minutes. We separate the concentrates on a sieve from water and determine the extraction of ilmenite by magnetic separation. The degree of extraction was 90.1%
Example 3. To 100 ml of water we add 16 g of ore sludge containing 4.52% of titanium zirconium mineral. Oleic acid is added to the suspension in an amount of 0.10 mg / g solid phase and mixed for 6 minutes. Then we add polyolefin concentrates in an amount of 0.06 g / g solid phase and mix for 5 minutes. We separate the concentrates on a sieve from water and determine the extraction of titanium and zirconium by the gravitational method. The degree of extraction was 94.3%
Examples of limit and transcendental values are presented in the table.

Источники информации
1. Патент N 4523991, США. Несущие частицы для пенной флотации тонкоизмельченных руд. Заявл. 27.12.82 N 453182; Опубл. 18.06.85, кл. B 03 D 1/14, кл. 209/166.
Sources of information
1. Patent N 4523991, USA. Carrier particles for foam flotation of finely ground ores. Claim 12/27/82 N 453182; Publ. 06/18/85, cl. B 03 D 1/14, CL 209/166.

2. Исследование флотации глины с носителем. РЖГД, 1982, N 1, 1Д121. 2. The study of clay flotation with a carrier. RZHGD, 1982, N 1, 1D121.

3. Carbad-процесс извлечения золота. РЖГД, 1990, вып.12, 12Д163. 3. Carbad is the process of extracting gold. RZHGD, 1990, issue 12, 12D163.

4. Новый процесс агломерации угля и золота. РЖГД, 1988. Т.5, вып.9, 1Д71. 4. The new process of agglomeration of coal and gold. RZHGD, 1988.V.5, issue 9, 1D71.

5. Извлечение тонкого золота из золотосодержащих руд агломерацией золота на угле. РЖГД, 1990, N 12, 12Д134. 5. Extraction of thin gold from gold-bearing ores by agglomeration of gold on coal. RZHGD, 1990, N 12, 12D134.

Claims (1)

Способ селективного извлечения ценных минералов из рудных шламов, заключающийся в добавлении к водной суспензии при перемешивании собирателя и твердого носителя, отличающийся тем, что в качестве собирателя используют жирные кислоты в количестве 0,025 0,30 мг/г твердой фазы, а в качестве твердого носителя используют полиолефиновые концентраты в количестве 0,04 - 0,10 г/г твердой фазы, при этом время извлечения составляет 5 10 мин. The method of selective extraction of valuable minerals from ore sludge, which consists in adding a collector and a solid carrier to the aqueous suspension with stirring, characterized in that fatty acids in the amount of 0.025 0.30 mg / g of the solid phase are used as the collector, and the solid carrier is used polyolefin concentrates in an amount of 0.04 - 0.10 g / g solid phase, while the extraction time is 5 10 minutes
RU95120787A 1995-12-13 1995-12-13 Method of recovering useful minerals from ore slimes RU2099146C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU95120787A RU2099146C1 (en) 1995-12-13 1995-12-13 Method of recovering useful minerals from ore slimes

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU95120787A RU2099146C1 (en) 1995-12-13 1995-12-13 Method of recovering useful minerals from ore slimes

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2099146C1 true RU2099146C1 (en) 1997-12-20
RU95120787A RU95120787A (en) 1998-01-20

Family

ID=20174536

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU95120787A RU2099146C1 (en) 1995-12-13 1995-12-13 Method of recovering useful minerals from ore slimes

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2099146C1 (en)

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2013188419A1 (en) * 2012-06-11 2013-12-19 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Methods for separating and dewatering fine particles
CN104511368A (en) * 2013-09-26 2015-04-15 沈阳铝镁设计研究院有限公司 Low-grade magnesite purifying process
US9518241B2 (en) 2010-02-01 2016-12-13 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Method of separating and de-watering fine particles
US9789492B2 (en) 2010-02-01 2017-10-17 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Cleaning and dewatering fine coal
WO2019113142A1 (en) * 2017-12-06 2019-06-13 Dow Global Technologies Llc Flotation separation aid useful for collection of mineral ore fines
US11331676B2 (en) 2010-02-01 2022-05-17 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Cleaning and dewatering fine coal

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Извлечение тонкого золота из золотосодержащих руд агломерацией золота на угле. - Горное дело, 1990, вып. 12, 12Д134. Carbad-процесс извлечения золота. - Горное дело, вып. 12, 12Д163. Новый процесс агломерации угля и золота. - Горное дело, 1988, т. 5, вып. 9, 1Д71. *

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9518241B2 (en) 2010-02-01 2016-12-13 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Method of separating and de-watering fine particles
US9789492B2 (en) 2010-02-01 2017-10-17 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Cleaning and dewatering fine coal
US10457883B2 (en) 2010-02-01 2019-10-29 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Method of separating and de-watering fine particles
US10562038B2 (en) 2010-02-01 2020-02-18 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Cleaning and dewatering fine coal
US10913912B2 (en) 2010-02-01 2021-02-09 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Methods for separating and dewatering fine particles
US11331676B2 (en) 2010-02-01 2022-05-17 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Cleaning and dewatering fine coal
WO2013188419A1 (en) * 2012-06-11 2013-12-19 Virginia Tech Intellectual Properties, Inc. Methods for separating and dewatering fine particles
RU2644181C2 (en) * 2012-06-11 2018-02-08 Виргиния Тек Интеллектуал Пропертиз, Инк. Method of separating and dewatering fine-disperse particles
CN104511368A (en) * 2013-09-26 2015-04-15 沈阳铝镁设计研究院有限公司 Low-grade magnesite purifying process
WO2019113142A1 (en) * 2017-12-06 2019-06-13 Dow Global Technologies Llc Flotation separation aid useful for collection of mineral ore fines

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3856913A (en) Copper extraction by rapid bacteriological process
AU2016204138B2 (en) Sulfide flotation aid
US3879283A (en) Purification of quartz contaminated clay by selective flocculation
US3796308A (en) Bacterial oxidation in upgrading sulfidic ores and coals
JPH0411489B2 (en)
US4857221A (en) Recovering coal fines
US4174274A (en) Separation of rutile from ilmenite
RU2099146C1 (en) Method of recovering useful minerals from ore slimes
US4726895A (en) Process for concentration of gold and uranium magnetically
US4192737A (en) Froth flotation of insoluble slimes from sylvinite ores
US4552652A (en) Method for removing inorganic sulfides from non-sulfide minerals
Moses et al. Flotation as a separation technique in the coal gold agglomeration process
US4859318A (en) Recovering coal fines
WO1999050202A1 (en) Process for removing impurities from kaolin clays
US4523991A (en) Carrier particle for the froth flotation of fine ores
US4284244A (en) Process for producing high grade molybdenum disulfide powder
US3936294A (en) Reagent for zinc ore and method of utilizing same
GB2190310A (en) Recovering coal fines
AU667635B2 (en) Process for the recovery of silver by flotation from the residue from the wet extraction of zinc
US7517509B2 (en) Purification of trona ores by conditioning with an oil-in-water emulsion
RU2130499C1 (en) Method of recovery of finely dispersed metals
RU2388546C1 (en) Method for extraction of fine gold in process of gold-bearing sands concentration in gravel deposits
RU2023734C1 (en) Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores
RU2147623C1 (en) Method of recovery of rare-earth metals, scandium and yttrium, from red mud of alumina production
US4857174A (en) Method of beneficiating phosphate ores