RU2099146C1 - Method of recovering useful minerals from ore slimes - Google Patents
Method of recovering useful minerals from ore slimes Download PDFInfo
- 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
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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)
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)
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 |
-
1995
- 1995-12-13 RU RU95120787A patent/RU2099146C1/en active
Non-Patent Citations (1)
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)
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 |