RU2111063C1 - Method of concentration of ores - Google Patents
Method of concentration of ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2111063C1 RU2111063C1 RU96110719A RU96110719A RU2111063C1 RU 2111063 C1 RU2111063 C1 RU 2111063C1 RU 96110719 A RU96110719 A RU 96110719A RU 96110719 A RU96110719 A RU 96110719A RU 2111063 C1 RU2111063 C1 RU 2111063C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- foam product
- particles
- returned
- minutes
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Предлагаемое изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотационном обогащении руд. The present invention relates to the field of mineral processing and can be used in flotation processing of ores.
Интенсификация флотационного процесса направлена, в первую очередь, на повышение разницы в скоростях флотации разделяемых минералов. Решение данной задачи осложняется крайне неоднородным распределением частиц по флотируемости и перекрыванием этих спектров (функций) у разделяемых минералов. И, как правило, в завершающий период флотации скорость флотации загрязняющих минералов становится выше скорости извлечения труднофлотирующихся полезных частиц. The intensification of the flotation process is aimed primarily at increasing the difference in the flotation rates of the shared minerals. The solution to this problem is complicated by the extremely heterogeneous distribution of particles by floatability and overlapping of these spectra (functions) of the shared minerals. And, as a rule, in the final flotation period, the flotation rate of polluting minerals becomes higher than the extraction rate of hard-floating useful particles.
Известен способ обогащения руд, включающий обработку пульпы реагентами, аэрационное кондиционирование с выделением пенного продукта и его возвращением в аэрируемый камерный продукт и последующую флотацию [1] (аналог). A known method of ore dressing, including the processing of pulp with reagents, aeration conditioning with the release of the foam product and its return to the aerated chamber product and subsequent flotation [1] (analogue).
В данном способе интенсифицируется флотация труднофлотирующихся полезных минералов, повышается их извлечение и снижается вынос в пенный продукт флотации загрязняющих депрессируемых минералов. In this method, the flotation of hard-floating beneficial minerals is intensified, their extraction is increased, and the removal of polluting depressed minerals into the foam product of the flotation is reduced.
Недостатком данного способа является недостаточная эффективность при обогащении труднофлотирующихся руд. The disadvantage of this method is the lack of efficiency in the processing of hard-floating ores.
Известен способ обогащения руд, включающий разделение руды на несколько потоков и их последующую флотацию с получением пенных продуктов, при этом пенный продукт одного потока объединяется с рудной пульпой другого потока [2] (аналог). There is a method of ore dressing, including the separation of ore into several streams and their subsequent flotation with the production of foam products, while the foam product of one stream is combined with ore pulp of another stream [2] (analog).
Данный способ позволяет повысить качество получаемого пенного продукта и извлечение полезных компонентов благодаря увеличению в питании содержания полезных минералов и проявления механизма флотации на носителе. This method allows to improve the quality of the resulting foam product and the extraction of useful components due to the increase in the nutrition of the content of useful minerals and the manifestation of the flotation mechanism on the carrier.
Недостатком данного способа является также получение недостаточно высоких показателей обогащения. Действие вводимого в рудную пульпу пенного продукта проявляется в основном на начальном периоде флотации, способствуя интенсификации и так хорошо флотирующихся минеральных частиц. Кроме того, обогащение одного потока руды проводится без интенсификации - по схеме традиционной флотации, а также данный способ сложен в управлении при обогащении руд переменного вещественного состава. The disadvantage of this method is also the receipt of insufficiently high enrichment rates. The action of the foam product introduced into the ore pulp is manifested mainly in the initial period of flotation, contributing to the intensification of mineral particles that are so well floated. In addition, the enrichment of one ore stream is carried out without intensification - according to the traditional flotation scheme, and this method is also difficult to manage during the concentration of ores of variable material composition.
Наиболее близким техническим решением к предлагаемому изобретению является способ обогащения руд, включающий обработку пульпы реагентами и последующую флотацию с непрерывным возвращением в зону аэрации части получаемого пенного продукта [3] (прототип). The closest technical solution to the proposed invention is a method of ore dressing, including the processing of pulp with reagents and subsequent flotation with the continuous return to the aeration zone of a portion of the resulting foam product [3] (prototype).
Данный способ за счет многократного увеличения внутрикамерной циркуляции гидрофобизированных частиц позволяет интенсифицировать флотацию труднофлотирующихся полезных минералов при более высоком повышении селективности процесса. This method due to the multiple increase in the intracameral circulation of hydrophobized particles allows to intensify the flotation of hard-floating useful minerals with a higher increase in the selectivity of the process.
Недостатком данного способа является также недостаточно высокая эффективность вследствие последовательного уменьшения по фронту флотации количества возвращаемых в камерный продукт активных гидрофобных комплексов. The disadvantage of this method is also not sufficiently high efficiency due to the sequential decrease in the flotation front of the number of active hydrophobic complexes returned to the chamber product.
Задачей, решаемой предлагаемым изобретением, является повышение извлечения ценных компонентов при одновременном улучшении качества концентрата путем интенсификации флотационного процесса. The problem solved by the invention is to increase the extraction of valuable components while improving the quality of the concentrate by intensifying the flotation process.
Повышение технологических показателей обогащения достигается тем, что в зону аэрации камерного продукта возвращают весь пенный продукт, полученный на начальном фронте флотации, продолжительностью от 5 до 50% от общего времени флотации. An increase in technological indicators of enrichment is achieved by the fact that all the foam product obtained at the initial flotation front is returned to the aeration zone of the chamber product, lasting from 5 to 50% of the total flotation time.
Сущность предлагаемого изобретения состоит в следующем. The essence of the invention is as follows.
На начальном этапе флотации, который может достигать 50% от общей продолжительности флотации, руда разделяется на пенный и камерный продукты, после чего пенный продукт возвращается обратно в зону аэрации камерного продукта. At the initial stage of flotation, which can reach 50% of the total duration of flotation, the ore is divided into foam and chamber products, after which the foam product is returned back to the aeration zone of the chamber product.
Казалось бы, что флотация опять начинается с нуля. Вместе с тем различия состояний системы существенны. Минеральные частицы возвращаемого пенного продукта являются особой фазой, т.к. они представлены аэрофлокулами, флокулами с повышенной концентрацией реагентов вспенивателей и собирателей. При этом флотационная система, состояние которой необратимо изменяется во времени, стремится вытолкнуть из себя подготовленные на данный момент времени частицы. При возврате интенсифицирующих частиц в процесс они не составляют конкуренции, а наоборот служат катализатором как в элементарном акте флотации, так и в извлечении флотируемых частиц в целом. В данном случае будет отмечаться кооперативный синергический эффект от совместного нахождения в системе извлеченных и оставшихся в камере частиц. It would seem that flotation starts again from scratch. However, differences in system states are significant. The mineral particles of the returned foam product are a special phase, because they are represented by aeroflocs, flocs with an increased concentration of blowing agent and collector reagents. At the same time, the flotation system, the state of which irreversibly changes in time, seeks to push out the particles prepared at a given moment in time. When the intensifying particles return to the process, they do not constitute competition, but rather serve as a catalyst both in the elementary act of flotation and in the extraction of floated particles as a whole. In this case, a cooperative synergistic effect from the joint presence of particles extracted and remaining in the chamber in the system will be noted.
Существенное ускорение флотации гидрофобизированных частиц, а также повышение эффективности использования транспортных пузырьков воздуха приводят к более значительному повышению разницы в скоростях флотации полезных и депрессируемых (загрязняющих) минералов. A significant acceleration of the flotation of hydrophobized particles, as well as an increase in the efficiency of using transport air bubbles, lead to a more significant increase in the difference in the flotation rates of useful and depressed (polluting) minerals.
Эффективность использования минеральных частиц пенного продукта определяется кинетическими закономерностями флотации. Частицы должны при введении в камерный продукт полностью извлечься в пенный продукт на оставшемся фронте флотации. Поэтому фронт флотации, с которого выделяются интенсифицирующие минеральные частицы, не должен превышать 1\2 от всего фронта флотации. В то же время минимальный период выделения пенного продукта может не дать ощутимого преимущества перед известным способом. The effectiveness of the use of mineral particles of the foam product is determined by the kinetic laws of flotation. Particles must, when introduced into the chamber product, be completely removed into the foam product at the remaining flotation front. Therefore, the flotation front, from which intensifying mineral particles are emitted, should not exceed 1 \ 2 of the entire flotation front. At the same time, the minimum period of selection of the foam product may not give a tangible advantage over the known method.
При реализации предлагаемого способа не требуется изменение принятого ассортимента и расхода реагентов и модификации действующего оборудования. Данный способ флотации эффективен для различных рудных и перечистных операций. When implementing the proposed method does not require a change in the accepted assortment and consumption of reagents and modifications of existing equipment. This flotation method is effective for various ore and mining operations.
Сравнительные испытания проводились на вкрапленной сульфидной медно-никелевой руде, файнштейне, на хвостах апатитовой флотации - обратная нефелиновая флотация. Comparative tests were carried out on disseminated sulfide copper-nickel ore, Feinstein, on the tailings of apatite flotation - reverse nepheline flotation.
Медно-никелевые руды. Copper-Nickel ores.
Известный способ. Опыты 1, 6. The known method.
Руда измельчалась в щелочной среде, создаваемой содой (3 кг/т), в присутствии бутилового ксантогената калия (120 г/т) до 85% кл. - 0,074 мм. Перед флотацией пульпа обрабатывалась в течение 1 мин медным купоросом (30 г/т) и бутиловым аэрофлотом (120 г/т), затем проводилась флотация в течение 30 мин с получением концентрата (пенный продукт) и отвальных хвостов. Флотация осуществлялась в модели (V=0,75 л), описанной в [3], позволяющей непрерывно возвращать в зону аэрации получаемый пенный продукт. В опытах использовался оптимальный режим известного способа: непрерывное возвращение в зону аэрации 50% получаемого пенного продукта в течение 50% (т.е. в течение 15 мин) от общей продолжительности флотации. Результаты опытов приведены в табл. 1. The ore was ground in an alkaline medium created by soda (3 kg / t), in the presence of potassium butyl xanthate (120 g / t) to 85% cells. - 0.074 mm. Before flotation, the pulp was treated for 1 min with copper sulphate (30 g / t) and butyl aeroflot (120 g / t), then flotation was carried out for 30 min to obtain a concentrate (foam product) and tailings. Flotation was carried out in the model (V = 0.75 L) described in [3], which allows the foam product to be continuously returned to the aeration zone. In the experiments, the optimal mode of the known method was used: a continuous return to the aeration zone of 50% of the resulting foam product within 50% (i.e., for 15 minutes) of the total flotation time. The results of the experiments are given in table. one.
Предлагаемый способ. Опыты 2, 3, 4, 5, 7
Условия подготовки руды к флотации аналогичны опытам 1, 6.The proposed method.
The conditions for preparing ore for flotation are similar to
Опыт 2. Пенный продукт, полученный в течение 1,5 мин, что составляет 5% от общей продолжительности флотации, возвращается в зону аэрации камерного продукта и продолжается флотация в течение 28,5 мин с получением концентрата и отвальных хвостов.
Опыт 3. Пенный продукт, полученный за 5 мин флотации (16,7% от общей продолжительности флотации), возвращается в зону аэрации камерного продукта и проводится флотация в течение 25 мин с получением концентрата и хвостов.
Опыт 4. Пенный продукт, полученный за 10 мин (33,3% от общей продолжительности флотации), возвращается в зону аэрации камерного продукта, последующая флотация составляет 20 мин.
Опыт 5. Пенный продукт, полученный за 15 мин флотации (50% от общей продолжительности флотации), возвращается в зону аэрации камерного продукта, последующая флотация составляет 15 мин.
Опыт 7. Пенный продукт, полученный за 10 мин флотации (33,3% от общей продолжительности флотации), возвращается в зону аэрации камерного продукта, последующая флотация составляет 20 мин.
Анализ результатов флотации тонковкрапленной медно-никелевой руды показал, что эффективность предлагаемого способа выше, чем известного. При этом наиболее высокие технологические показатели получаются при рециркуляции пенного продукта, выделенного с трети фронта флотации. Так, эффективность обогащения в опыте 4 выше на 5,79%, чем в опыте 1 (см. табл. 1). При реализации данного способа повышается извлечение никеля и меди в концентрат при одновременном улучшении качества концентрата. Границами использования данного способа являются 5 и 50% от общей продолжительности флотации: рециркуляция пенного продукта, полученного на начальном фронте флотации (от 0 до 5% от общего фронта флотации), не дает преимущества перед известным способом, а возвращение пенного продукта, выделенного с фронта флотации более 50% от общей продолжительности флотации, приводит к снижению извлечения никеля. Analysis of the flotation results of finely disseminated copper-nickel ore showed that the effectiveness of the proposed method is higher than the known one. At the same time, the highest technological indicators are obtained during the recirculation of the foam product separated from a third of the flotation front. So, the enrichment efficiency in
Результаты сравнительных испытаний на оталькованной медно-никелевой руде показали, что рециркуляция пенного продукта, полученного с трети фронта флотации, повышает эффективность обогащения по никелю на 4,88%, извлечение в концентрат никеля на 2,16%, меди - 0,91% при улучшении качества концентрата в сравнении с известным способом (см. табл. 1). The results of comparative tests on repelled copper-nickel ore showed that the recirculation of the foam product obtained from the third of the flotation front increases the enrichment efficiency for nickel by 4.88%, extraction into nickel concentrate by 2.16%, copper - 0.91% at improving the quality of the concentrate in comparison with the known method (see table. 1).
Хвосты апатитовой флотации
Хвосты апатитовой флотации на АНОФ АО "Апатит" являются сырьем для получения нефелинового концентрата, который получается методом обратной флотации с выделением в пенный продукт темноцветных минералов (в частности сфена) и остатков апатита.Apatite Flotation Tails
Tails of apatite flotation at ANOF Apatit JSC are raw materials for the production of nepheline concentrate, which is obtained by reverse flotation with the release of dark-colored minerals (in particular sphene) and apatite residues into the foam product.
Пример 1. Известный способ. Хвосты апатитовой флотации обрабатываются едким натром при pH 11, вводится собиратель МДТМ (250 г/т) и проводится флотация в течение 10 мин. При этом 50% получаемого пенного продукта непрерывно возвращается в зону аэрации в течение 5 мин (50% от времени флотации), и далее флотация (5 мин) заканчивается традиционным способом. В результате получается пенный и камерный (концентрат) продукты (табл. 2). Example 1. A known method. Tails of apatite flotation are treated with sodium hydroxide at pH 11, a collector of MDTM (250 g / t) is introduced and flotation is carried out for 10 minutes. In this case, 50% of the resulting foam product is continuously returned to the aeration zone for 5 min (50% of the flotation time), and then flotation (5 min) ends in the traditional way. The result is a foam and chamber (concentrate) products (table. 2).
Пример 2. Предлагаемый способ. Условия подготовки питания флотации и реагентный режим аналогичны условиям 1 опыта. В ходе флотации выделяется пенный продукт за 2 мин, что составляет 20% от общего времени флотации, и возвращается в зону аэрации камерного продукта, последующая флотация с получением конечных продуктов составляет 8 мин. Example 2. The proposed method. The conditions for preparing flotation feed and the reagent regime are similar to those of
Флотация темноцветных минералов и апатита проходит с высокой скоростью, и за первую минуту флотации их извлечение составляет около 75% от массы компонентов общего пенного продукта. Flotation of dark-colored minerals and apatite takes place at a high speed, and in the first minute of flotation, their extraction is about 75% of the mass of the components of the total foam product.
В связи с этим в известном способе основная масса флотирующихся частиц извлекается в пенный продукт в течение первых двух минут флотации, что снижает ее эффективность на последующем фронте флотации. In this regard, in the known method, the bulk of the flotating particles is removed into the foam product during the first two minutes of flotation, which reduces its effectiveness at the subsequent flotation front.
Использование предлагаемого способа в сравнении с известным позволяет повысить извлечение в пенный продукт TiO2 на 7,02%, P2O5 на 7,51%, при этом качество нефелинового концентрата становится выше по Al2O3 на 1,74% (см. табл. 2).Using the proposed method in comparison with the known method allows to increase the extraction into the foam product of TiO 2 by 7.02%, P 2 O 5 by 7.51%, while the quality of the nepheline concentrate is higher by Al 2 O 3 by 1.74% (cm Table 2).
Файнштейн
Опыт 1. Известный способ. Измельченный до крупности 90% кл.- 0,045 мм медно-никелевый файнштейн обрабатывали едким натром (pH 12,5), вводили собиратель бутиловый ксантогенат калия (700 г/т) и флотировали 8 мин. В ходе флотации непрерывно возвращали в зону аэрации 50% получаемого пенного продукта в течение 4 мин и дальнейшую флотацию (4 мин) заканчивали по традиционному способу. В результате получили медный концентрат с выходом 58,3% при извлечении меди 91,0% и никелевый концентрат с извлечением никеля 83,18% (см. табл. 3).Feinstein
Опыт 2. Предлагаемый способ. Подготовленную, как в опыте 1, пульпу флотировали в течение 8 мин, при этом пенный продукт, полученный за первые 3 мин флотации, возвращался в зону аэрации камерного продукта и последующая флотация, в результате которой получили медный и никелевый концентраты, составила 5 мин.
Предлагаемый способ в сравнении с известным позволил повысить извлечение меди в медный концентрат на 2,15%, никеля в никелевый концентрат - на 2,14% (см. табл. 3). The proposed method in comparison with the known one allowed to increase the extraction of copper in copper concentrate by 2.15%, nickel in nickel concentrate - by 2.14% (see table. 3).
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96110719A RU2111063C1 (en) | 1996-05-29 | 1996-05-29 | Method of concentration of ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU96110719A RU2111063C1 (en) | 1996-05-29 | 1996-05-29 | Method of concentration of ores |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2111063C1 true RU2111063C1 (en) | 1998-05-20 |
RU96110719A RU96110719A (en) | 1998-08-20 |
Family
ID=20181173
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU96110719A RU2111063C1 (en) | 1996-05-29 | 1996-05-29 | Method of concentration of ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2111063C1 (en) |
-
1996
- 1996-05-29 RU RU96110719A patent/RU2111063C1/en active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0568672B1 (en) | Flotation separation of arsenopyrite from pyrite | |
US4851036A (en) | Mineral ore flotation process and apparatus | |
US4436616A (en) | Process for the beneficiation of phosphate ores | |
US4324653A (en) | Process for the treatment of phosphate ores with silico-carbonate gangue | |
US5334364A (en) | Process for purifying silica sand | |
US4883586A (en) | Process for beneficiating ores containing fine particles | |
RU2111063C1 (en) | Method of concentration of ores | |
US5221466A (en) | Phosphate rock benefication | |
US4597857A (en) | Process for producing an upgraded sulfide mineral concentrate from an ore containing sulfide mineral and silicate clay | |
SU1627256A1 (en) | Method for flotation of cassiterite | |
US2811254A (en) | Method for the beneficiation of phosphate ores | |
RU2130808C1 (en) | Method of concentration of copper-containing slags | |
RU2071834C1 (en) | Method of garnet-bearing raw material benefication | |
RU2189867C2 (en) | Method of final concentration of magnetite concentrates | |
RU2086308C1 (en) | Method of separation of converter matte | |
RU2055645C1 (en) | Sulfide polymetal gold-bearing ores and products benefication method | |
US4814069A (en) | Method of beneficiating phosphate ores | |
SU1027885A1 (en) | Method of non-sulfide ore flotation | |
SU1708426A1 (en) | Method for coal flotation | |
RU2031733C1 (en) | Method for enrichment of scheelite-sulfide ores | |
CA1118917A (en) | Froth flotation of zinc sulfide | |
RU2038860C1 (en) | Method of selective flotation of sulfide copper-zinc ores | |
RU2055646C1 (en) | Sulfide polymetal gold-bearing ores and products beneficiation method | |
SU1553172A1 (en) | Method of dressing iron ores and products of magnetic separation thereof | |
GB2204507A (en) | Method of concentration of difficult-to-concentrate oxidized copper ore |