RU2130340C1 - Method for concentrating useful metallic minerals - Google Patents
Method for concentrating useful metallic minerals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2130340C1 RU2130340C1 RU97109503A RU97109503A RU2130340C1 RU 2130340 C1 RU2130340 C1 RU 2130340C1 RU 97109503 A RU97109503 A RU 97109503A RU 97109503 A RU97109503 A RU 97109503A RU 2130340 C1 RU2130340 C1 RU 2130340C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- screening
- fraction
- minerals
- grinding
- sieve
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области обогащения руд самородных элементов и природных сплавов - золота, серебра, меди, металлов платиновой группы и других видов полезных минералов, обладающих высокой пластичностью (ковкостью). The invention relates to the field of ore processing of native elements and natural alloys - gold, silver, copper, platinum group metals and other types of useful minerals with high ductility (ductility).
Применительно к рудам самородных элементов и сплавов во всех технологических схемах обогащения такие операции, как дезинтегрирование, грохочение, дробление, измельчение и классификация по крупности куска являются подготовительными, обеспечивающими последующие основные и дорогостоящие процессы обогащения полезного ископаемого - гравитационные, флотационные, химические, электрические (Горное дело. Терминологический справочник. М., Недра 1990, 694 с.). In relation to ores of native elements and alloys in all technological enrichment schemes, operations such as disintegration, screening, crushing, grinding and classification by size of a piece are preparatory, providing the following basic and expensive processes for mineral processing - gravity, flotation, chemical, electrical (Mining business. Terminological reference book. M., Nedra 1990, 694 p.).
Основные недостатки технологических схем и циклов в целом: 1) переизмельчение полезного компонента и усложнение операций по его извлечению; 2) получение коллективного концентрата и необходимость дополнительных операций по его разделению; 3) неизбежность экологически опасных операций и применения комплекса очистных сооружений; 4) во всех флотационных и химических методах обогащения - высокий расход воды, масел, реагентов. The main disadvantages of technological schemes and cycles in general: 1) re-grinding of the useful component and the complexity of the operations for its extraction; 2) obtaining a collective concentrate and the need for additional operations for its separation; 3) the inevitability of environmentally hazardous operations and the use of a complex of treatment facilities; 4) in all flotation and chemical enrichment methods - high consumption of water, oils, reagents.
Наиболее близким к изобретению является способ, основанный на использовании разной скорости измельчения компонентов рудного сырья, что приводит к накоплению части свободного золота и золотоносного пирита в циркулирующей нагрузке мельниц на 2-й и 3-й стадиях измельчения и в последующем позволяет произвести гравитационный вывод этой части золота и золотоносного пирита из цикла измельчения в отдельный концентрат (Некрасов Б.Д., Сулина Ю.П., Назарова Е. П. и др. Использование особенностей минералогического состава колчеданной медно-цинковой руды для совершенствования схемы ее обогащения, - В кн. : Вещественный состав и обогатимость минерального сырья. М., Наука, 1978, с. 223 - 225). Closest to the invention is a method based on the use of different grinding speeds of ore components, which leads to the accumulation of part of free gold and gold pyrite in the circulating load of the mills at the 2nd and 3rd stages of grinding and subsequently allows the gravitational conclusion of this part gold and gold pyrite from the grinding cycle into a separate concentrate (Nekrasov B.D., Sulina Yu.P., Nazarova E.P. et al. Using the mineralogical composition of pyritic copper-zinc ore for improving the scheme of its enrichment, - In the book: The material composition and enrichment of mineral raw materials. M., Nauka, 1978, S. 223 - 225).
Недостатками такого способа являются: нерегулируемость процесса, необходимость применения, после двух - трех стадий измельчения, гравитационного метода обогащения с дальнейшим извлечением золота амальгамацией, цианированием, флотацией. The disadvantages of this method are: unregulated process, the need to use, after two to three stages of grinding, the gravity method of enrichment with further gold extraction by amalgamation, cyanidation, flotation.
Цель изобретения - повышение эффективности, экологической безопасности и уменьшение обогащения руд самородных металлов и сплавов и других минералов путем резкого сокращения количества стадий и операций в цикле обогащения и применения такой последовательности измельчения и грохочения, которая позволяет обогащать продукт в ходе просеивания. The purpose of the invention is to increase the efficiency, environmental safety and reduce the concentration of ores of native metals and alloys and other minerals by drastically reducing the number of stages and operations in the beneficiation cycle and using such a grinding and screening sequence that allows the product to be enriched during sieving.
Сущность изобретения заключается в том, что горную породу дробят, измельчают, классифицируют на несколько относительно однородных по крупности продуктов; наиболее крупную фракцию измельчают ударом и обогащают грохочением, повторяя измельчение и грохочение до тех пор, пока на просеивающей поверхности остается концентрат вязких (ковких) полезных минералов, а хрупкие нерудные и вновь вскрытые при ударе рудные минералы малых размеров отойдут в подрешетную фракцию; те же операции измельчения и грохочения (обогащения) проводят со следующей, более мелкой фракцией, и так до фракции +0,08 (или +0,074) мм включительно. The essence of the invention lies in the fact that the rock is crushed, crushed, classified into several relatively uniform in size products; the largest fraction is crushed by impact and enriched by screening, repeating grinding and screening until a concentrate of viscous (malleable) useful minerals remains on the sifting surface, and brittle nonmetallic and newly discovered ore minerals of small sizes go into the under-sieve fraction; the same grinding and screening (enrichment) operations are carried out with the next, finer fraction, and so on to a fraction of +0.08 (or +0.074) mm inclusive.
Изобретение основано на использовании природных различий в вязкости (хрупкости) полезных минералов, с одной стороны, и минералов, которые не представляют непосредственной практической ценности в заданных условиях - с другой стороны. К числу типичных широко распространенных нерудных хрупких минералов относится большинство породообразующих силикатов - кварц, полевой шпат, амфиболы, пироксены, оливины, почти все сульфиды, сульфосоли, арсениды, оксиды, гидроксиды, карбонаты, сульфаты. Эти минералы при механическом ударном воздействии разрушаются при определенной степени разрушения проходят через сито с заданным диаметром отверстия. В отличие от них, частицы самородных металлов, сплавов и некоторые сульфиды, обладающие высоким значением величины вязкости (пластичностью) при воздействии ударной нагрузки изменяют свою форму (деформируются) без разрыва сплошности; численная характеристика формы куска изменяется в сторону увеличения длины Д и ширины Ш (следовательно, площади сечения) и уменьшения толщины Е. При этом деформированный кусок, в силу увеличения двух параметров, не только не проходит сквозь ячейку сита заданного класса, но и может перейти в более крупный класс. The invention is based on the use of natural differences in the viscosity (brittleness) of useful minerals, on the one hand, and minerals that do not represent immediate practical value under given conditions, on the other hand. Typical widespread non-metallic brittle minerals include most rock-forming silicates - quartz, feldspar, amphiboles, pyroxenes, olivines, almost all sulfides, sulfosalts, arsenides, oxides, hydroxides, carbonates, sulfates. These minerals are destroyed by mechanical impact when a certain degree of destruction passes through a sieve with a given diameter of the hole. In contrast, particles of native metals, alloys, and some sulfides with a high value of viscosity (ductility) change under the influence of shock loads (deform) without breaking the continuity; the numerical characteristic of the shape of the piece changes in the direction of increasing the length D and width W (hence, the cross-sectional area) and decreasing the thickness E. Moreover, the deformed piece, due to an increase in two parameters, not only does not pass through the sieve of a given class, but can also larger class.
Благодаря этим различиям в дробимости минералов, полезные компоненты могут быть укрупнены в ходе дробления и измельчения и обогащены при грохочении измельченной горной породы. Due to these differences in the crushability of minerals, useful components can be enlarged during crushing and grinding and enriched by screening crushed rock.
В предлагаемом способе горную породу, содержащую самородные минералы, подвергают подготовительному дроблению, измельчению и ситовой классификации с дробностью фракций, зависящей от диапазона размеров полезных частиц в руде. Подготовительное дробление и измельчение производят до максимального размера куска, равного максимальному размеру частиц полезного минерала, содержащегося в руде данного месторождения. Все дальнейшие операции относятся к основным методам обогащения полезного ископаемого: наиболее крупную фракцию подвергают доизмельчению и сбрасывают на ситовой классификатор; полученную надрешетную фракцию вновь измельчают и сбрасывают на тот же классификатор; операции повторяют до получения на просеивающей поверхности первого (сверху) сита вязких (раскованных) полезных минералов или концентрата, содержащего заданное количество полезного минерала; разрушенные при доизмельчении хрупкие нерудные минералы и вскрытые частицы рудного минерала малых размеров уходят в подрешетную фракцию и распределяются по соответствующим гранулометрическим классам. Для обогащения следующей, более мелкой фракции уменьшают зазор измельчающего устройства или используют вторую машину с заранее установленной меньшей величиной зазора; производят доизмельчение и грохочение этой фракции до тех пор, пока на просеивающей поверхности первого (сверху) и второго сита останутся раскованные полезные минералы; таким же образом производят обогащение (доизмельчение и грохочение) третьей, четвертой и всех последующих фракций, вплоть до фракции +0,08 мм включительно. In the proposed method, the rock containing native minerals is subjected to preparatory crushing, grinding and sieve classification with fractional fraction, depending on the size range of useful particles in the ore. Preparatory crushing and grinding is carried out to a maximum piece size equal to the maximum particle size of the useful mineral contained in the ore of this deposit. All further operations relate to the main methods of mineral processing: the largest fraction is subjected to regrinding and dumped onto a sieve classifier; the resulting oversize fraction is again crushed and dumped onto the same classifier; the operations are repeated until the viscous (unchained) useful minerals or concentrate containing a predetermined amount of the useful mineral is obtained on the screening surface of the first (top) sieve; brittle non-metallic minerals destroyed by grinding and exposed small-sized ore mineral particles go into the sublattice fraction and are distributed according to the corresponding particle size classes. To enrich the next, finer fraction, reduce the clearance of the grinding device or use a second machine with a predetermined lower clearance; re-grinding and screening of this fraction until relaxed useful minerals remain on the screening surface of the first (top) and second sieve; in the same way enrichment (regrinding and screening) of the third, fourth and all subsequent fractions is carried out, up to the fraction +0.08 mm inclusive.
Применение данного способа в варианте сухого измельчения и грохочения возможно до фракции, включая +0,08 мм; более мелкие фракции обогащают в пневмоциклонах или в замкнутом цикле "пневмоциклон - дробилка - грохот с ситами 0,08 и 0,04 мм". The application of this method in the option of dry grinding and screening is possible up to a fraction, including +0.08 mm; smaller fractions are enriched in pneumatic cyclones or in a closed cycle "pneumatic cyclone - crusher - screen with sieves 0.08 and 0.04 mm".
Пример 1. Проба золото-кварцевой руды жильного месторождения Дукат весом 10 кг с содержанием свободного золота 560 г/т раздроблена на щековой дробилке до -30 мм, измельчена на молотковой дробилке до -3 мм, разделена ситовым классификатором на 6 фракций. Example 1. A sample of gold-quartz ore of the vein deposit Dukat weighing 10 kg with a free gold content of 560 g / t is crushed on a jaw crusher to -30 mm, crushed on a hammer mill to -3 mm, divided by a sieve classifier into 6 fractions.
Фракция -3+2 мм измельчена в одну стадию в конусной дробилке марки КИД и пропущена через тот же ситовой классификатор; на сите с диаметром отверстия 2 мм уловлены самородки золота и его сростки с кварцем и галенитом (10 мас.% от всего золота, извлеченного во всем цикле обогащения данной пробы). The -3 + 2 mm fraction is crushed in one stage in a cone crusher of the KID brand and passed through the same sieve classifier; gold nuggets and its intergrowths with quartz and galena were caught on a sieve with a hole diameter of 2 mm (10 wt.% of all gold extracted during the entire enrichment cycle of this sample).
Фракций -2+1 мм измельчена в одну стадию в той же конусной дробилке и спущена в классификатор. На сите с d 1 мм уловлены слабо деформированные частицы золота и, кроме того, на сите с d 2 мм - расплющенные самородки (всего 20 мас. %). После уменьшения зазора конуса, фракции -1+0,2 мм измельчена в три стадии до получения чистого концентрата золота на сите с d 0,2 мм (60%) м, кроме того, на сите с d 1 мм уловлены расплющенные частицы золота (5%). После уменьшения зазора конуса, фракция -0,2+0,08 мм измельчена в 4 стадии с получением на сите с d 0,08 мм 2% золота. После уменьшения зазора конуса до минимального, фракция -0,08+0,04 измельчена в 3 стадии с получением на сите с d 0,04 мм 1% золота. После дешламации фракции -0,04 дважды измельчена на конусной дробилке; на сите с d 0,08 мм получено 0,5% золота, на сите 0,04 мм - 0,6% золота. Дешламированная подрешетная фракция содержала коллективный концентрат из сульфидов и золота (0,2% золота от всей массы его в пробе). The fractions -2 + 1 mm are crushed in one stage in the same cone crusher and lowered into the classifier. On a sieve with d 1 mm weakly deformed particles of gold are caught and, in addition, on a sieve with d 2 mm, flattened nuggets (only 20 wt.%) Are caught. After reducing the cone gap, the fractions of -1 + 0.2 mm are crushed in three stages until a pure gold concentrate is obtained on a sieve with d 0.2 mm (60%) m, in addition, flattened gold particles are caught on a sieve with d 1 mm ( 5%). After reducing the cone gap, the fraction of -0.2 + 0.08 mm was crushed in 4 stages to obtain 0.08 mm 2% gold on a sieve with d. After reducing the cone clearance to a minimum, the fraction of -0.08 + 0.04 is ground in 3 stages to obtain a sieve with d 0.04 mm 1% gold. After de-islamation of the fraction, -0.04 is twice crushed on a cone crusher; 0.5% gold is obtained on a sieve with d 0.08 mm, 0.6% gold on a 0.04 mm sieve. The lamellar sublattice fraction contained a collective concentrate of sulfides and gold (0.2% gold of its total weight in the sample).
Таким образом, 95% всей массы золота уловлено в операциях дроблени-грохоченния во фракциях -2+0,2 мм, 5% - в остальных фракциях. Thus, 95% of the total mass of gold was captured in crushing-screening operations in fractions of -2 + 0.2 mm, 5% in the remaining fractions.
Пример 2. Кварц-карбонат-медная жильная руда из Кондопожского месторождения базальта весом 10 кг раздроблена на щековой дробилке до -30 мм, разделена ситовым классификатором на 6 фракций. Фракция -30+3 мм измельчена в одну стадию в конусной дробилке марки КИД и спущена в тот же классификатор. На сите с d 3 мм получен 91% самородной меди (от общей извлеченной массы), в том числе расплющенные самородки длиной до 4,5 см. После додрабливания и грохочения фракции -3+1,25 мм, на сите с d 1,25 мм сконцентрировалось 2,5% самородной меди. Кроме того, 2,72% меди задержались на сите с d 3 мм. После додрабливания и грохочения фракции -1,25+0,2 мм вследствие расплющивания и укрупнения части зерен самородной меди на сито с d 1,25 мм перешло 2,13% меди, на сите с d 0,2 осталось 0,4% меди. В последующих операциях осталось на сите с d 0,08 мм 0,15% меди, на сито c d 0,2 мм перешло 0,5% меди; на сите с d 0,04 мм осталось 0,7% меди, на сито 0,08 мм перешло 0,18% меди. В подрешетную фракцию -0,04 мм ушло 0,12% меди при содержании ее в данном продукте 0,025%. После дешламации и двукратного додрабливания, на сите 0,04 мм осталось 0,07% меди, в дешламированном подрешетном концентрате 0,12% меди. Example 2. Quartz-carbonate-copper vein ore from the Kondopoga Basalt deposit weighing 10 kg is crushed on a jaw crusher to -30 mm, divided by a sieve classifier into 6 fractions. The -30 + 3 mm fraction was crushed in one stage in a cone crusher of the KID brand and lowered into the same classifier. On a sieve with d 3 mm, 91% of native copper (of the total extracted mass) was obtained, including flattened nuggets up to 4.5 cm long. After refinement and screening of the fraction -3 + 1.25 mm, on a sieve with d 1.25 mm concentrated 2.5% of native copper. In addition, 2.72% of the copper was retained on a sieve with d 3 mm. After refinement and screening of the -1.25 + 0.2 mm fraction due to flattening and enlargement of some of the grains of native copper, 2.13% of copper passed to a sieve with d 1.25 mm, 0.4% of copper remained on a sieve with d 0.2 . In subsequent operations, a sieve with d 0.08 mm 0.15% copper was left, 0.5% copper was transferred to a sieve with d 0.2 mm; 0.7% of copper remained on a sieve with d 0.04 mm, 0.18% of copper passed to a sieve of 0.08 mm. 0.12% copper was consumed in the -0.04 mm sublattice fraction with a content of 0.025% in this product. After deslamation and double completion, 0.07% of copper remained on a 0.04 mm sieve, 0.12% of copper in a lined sublattice concentrate.
Таким образом, общее извлечение в коллективный продукт +0,08 мм составило 99,67% меди. Thus, the total recovery of +0.08 mm into the collective product was 99.67% copper.
Пример 3. Проба весом 2 кг серебряной кварц-мангансидерит-сульфосольной руды одного из месторождений Якутии раздроблена вручную, разделена ситовым классификатором на 6 фракций. Последовательное обогащение способом измельчения-грохочения позволило извлечь самородное серебро в количестве от общей массы извлеченного самородного металла), по группам фракций: -20+1,25 мм - 33%, 1,25+0,08 мм - 59,3%, -0,08+0,04 мм - 4,6:, -0,04 мм - 3,1% ччв Example 3. A sample weighing 2 kg of silver quartz-manganesederite-sulfosol ore from one of the deposits in Yakutia was crushed manually, divided by a sieve classifier into 6 fractions. Successive enrichment by grinding-screening method made it possible to extract native silver in an amount from the total mass of extracted native metal), by groups of fractions: -20 + 1.25 mm - 33%, 1.25 + 0.08 mm - 59.3%, - 0.08 + 0.04 mm - 4.6 :, -0.04 mm - 3.1%
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU97109503A RU2130340C1 (en) | 1997-06-04 | 1997-06-04 | Method for concentrating useful metallic minerals |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU97109503A RU2130340C1 (en) | 1997-06-04 | 1997-06-04 | Method for concentrating useful metallic minerals |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU97109503A RU97109503A (en) | 1999-05-10 |
RU2130340C1 true RU2130340C1 (en) | 1999-05-20 |
Family
ID=20193889
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU97109503A RU2130340C1 (en) | 1997-06-04 | 1997-06-04 | Method for concentrating useful metallic minerals |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2130340C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2526959C1 (en) * | 2013-03-28 | 2014-08-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт геологии рудных месторождений, петрографии, минералогии и геохимии Российской академии наук (ИГЕМ РАН) | Method of determining gold mineralisation of rock formation |
-
1997
- 1997-06-04 RU RU97109503A patent/RU2130340C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Некрасов Б.Д. и др. Использование особенностей минералогического состава колчеданной медно-цинковой руды для совершенствования схемы ее обогащения. Сборник статей, Вещественный состав и обогатимость минерального сырья, 1978, с. 223-225. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2526959C1 (en) * | 2013-03-28 | 2014-08-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт геологии рудных месторождений, петрографии, минералогии и геохимии Российской академии наук (ИГЕМ РАН) | Method of determining gold mineralisation of rock formation |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI20205051A1 (en) | Beneficiation of Values from Ores with a Heap Leach Process | |
Gill | Materials beneficiation | |
CN109482336A (en) | A kind of low-grade betafite gravity treatment new recovering technology | |
US11628449B2 (en) | Integrated separator system and process for preconcentration and pretreatment of a material | |
CA3079989C (en) | Low energy process for metal extraction | |
Saramak et al. | Investigations of zinc recovery from metallurgical waste | |
RU2577777C1 (en) | Method and process line for enrichment of waste of mining and processing enterprises | |
RU2130340C1 (en) | Method for concentrating useful metallic minerals | |
Grewal et al. | Recent developments in preconcentration using dense media separation | |
US9695491B2 (en) | Beneficiation process for low grade uranium ores | |
Laplante | Testing requirements and insight for gravity gold circuit design | |
RU2347621C1 (en) | Ore processing method | |
RU2149695C1 (en) | Complex of gold-containing ores processing | |
RU2313398C1 (en) | Method of processing of the gold-containing ores | |
BG104431A (en) | Method and production process line for enriching precious metals-containing polymetallic ores | |
RU2413578C1 (en) | Ore processing | |
RU2320421C1 (en) | Method of processing gold-containing ore | |
RU2294800C1 (en) | Method of dressing of the base gold-quartz and gold-sulfide-quartz ores localized in the black shale rocks | |
RU2329869C1 (en) | Method of enrichment of natural resources | |
Lin et al. | Characterization and flotation of gold in carbon fines at the Fort Knox Mine, Alaska | |
Lvov | Investigation into the release of gravity-recoverable gold particles in products of a dynamic-impact mill | |
RU1801582C (en) | Method of treatment of metallurgical slags | |
Soltanmohammadi et al. | The effect of high voltage electric pulse on the coarse particle flotation of sulfur-bearing iron ore samples | |
SU1247086A1 (en) | Method of dressing vermiculite ores | |
Soltanmohammadi et al. | The effect of high voltage electrical pulses on iron ore comminution to improve desulfurization flotation recovery |