RU2189867C2 - Method of final concentration of magnetite concentrates - Google Patents
Method of final concentration of magnetite concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2189867C2 RU2189867C2 RU2000124159A RU2000124159A RU2189867C2 RU 2189867 C2 RU2189867 C2 RU 2189867C2 RU 2000124159 A RU2000124159 A RU 2000124159A RU 2000124159 A RU2000124159 A RU 2000124159A RU 2189867 C2 RU2189867 C2 RU 2189867C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- magnetite
- oxyethylated
- sulfides
- concentrate
- Prior art date
Links
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при доводке магнетитовых концентратов с высоким содержанием серы. The invention relates to mineral processing and can be used for the refinement of magnetite concentrates with a high sulfur content.
Известен способ доводки магнетитовых концентратов, прошедших стадии мокрого магнитного обогащения, Таежного месторождения [1]. Согласно этому способу исходный магнетитовый концентрат измельчают до крупности 90-93% класса - 0,074 мм и флотируют по схеме, включающей основную и контрольную флотации. В качестве реагентов используют соду, медный купорос, бутиловый ксантогенат и вспениватель Т-80. В результате флотации исходного магнетитового концентрата, содержащего 1,06% S, получен продукт, в котором массовая доля серы составляет 0,3% при извлечении 74,9% S в сульфидный продукт. Потери железа с сульфидным продуктом составляют 10,4%. Недостатками способа являются: невысокая степень очистки магнетитового концентрата от зерен сульфидных минералов, что объясняется низкой несущей способностью пены, создаваемой вспенивателем Т-80. Кроме того, ведение технологического процесса в щелочной среде, создаваемой содой, приводит к переходу части зерен магнетита в пенный продукт и высоким потерям железа. There is a method of refining magnetite concentrates that have passed the stage of wet magnetic enrichment of the Taiga deposit [1]. According to this method, the initial magnetite concentrate is crushed to a particle size of 90-93% class - 0.074 mm and floated according to the scheme, including the main and control flotation. Soda, copper sulfate, butyl xanthate and T-80 blowing agent are used as reagents. As a result of flotation of the initial magnetite concentrate containing 1.06% S, a product is obtained in which the mass fraction of sulfur is 0.3% when 74.9% S is recovered in the sulfide product. Loss of iron with a sulfide product is 10.4%. The disadvantages of the method are: a low degree of purification of the magnetite concentrate from grains of sulfide minerals, which is explained by the low bearing capacity of the foam created by the T-80 blowing agent. In addition, the process in an alkaline environment created by soda, leads to the transition of part of the magnetite grains in the foam product and high losses of iron.
Известен также способ обессеривания магнетитовых концентратов одного из месторождений Южной Якутии [2] . По этому способу магнетитовый концентрат после магнитной сепарации подвергается дообогащению по схеме, включающей основную флотацию и четыре перечистки пенного продукта. В качестве реагентов используют медный купорос, бутиловый ксантогенат, вспениватель Т-80 и жидкое стекло. В результате флотации по этому способу содержание серы в магнетитовом концентрате снижено от 0,5% S до 0,2-0,17% S. Недостатком способа является невысокая степень извлечения сульфидов, что связано с отсутствием специальной подготовки окисленной поверхности пирротина к флотации (флотация пирротина должна вестись непосредственно после измельчения, когда образована поверхность чистого скола). Кроме того, предлагаемый реагентный режим неэффективен при обогащении тонкозернистого концентрата, так как жидкое стекло неселективно коагулирует шламы. There is also known a method of desulfurization of magnetite concentrates of one of the deposits of South Yakutia [2]. According to this method, the magnetite concentrate after magnetic separation is subjected to enrichment according to the scheme, including the main flotation and four refining of the foam product. As reagents, copper sulfate, butyl xanthate, T-80 blowing agent and liquid glass are used. As a result of flotation according to this method, the sulfur content in magnetite concentrate is reduced from 0.5% S to 0.2-0.17% S. The disadvantage of this method is the low degree of sulfide recovery, which is associated with the lack of special preparation of the oxidized surface of pyrrhotite for flotation (flotation pyrrhotite should be carried out immediately after grinding, when a clean cleaved surface is formed). In addition, the proposed reagent mode is ineffective in the enrichment of fine-grained concentrate, since liquid glass non-selectively coagulates sludges.
Наиболее близким по технологической сущности и достигаемому результату является способ флотационного выделения сульфидов железа из тонкозернистого магнетитового концентрата на обогатительной фабрике "Marcona" [3], согласно которому исходный магнетитовый концентрат магнитной сепарации измельчают до крупности 65% класса - 0,044 мм, измельченную пульпу контактируют с CuSO4, амиловым ксантогенатом и вспенивателем. Флотацию ведут в кислой среде при рН 4,5. Однако этот способ недостаточно эффективен для флотации сульфидов при их низком содержании (менее 0,5%) в исходном сырье, когда необходимо применение сильнодействующего собирателя. Амиловый ксантогенат не обеспечивает высокой селекции процесса: сера снижается от 0,4% S до 0,25% S.The closest in technological essence and the achieved result is a method of flotation separation of iron sulfides from a fine-grained magnetite concentrate at the Marcona concentrator [3], according to which the initial magnetite magnetic separation concentrate is ground to a particle size of 65% class - 0.044 mm, the ground pulp is contacted with CuSO 4 , amyl xanthate and blowing agent. Flotation is carried out in an acidic environment at pH 4.5. However, this method is not effective enough for flotation of sulfides with their low content (less than 0.5%) in the feedstock, when it is necessary to use a strong collector. Amyl xanthate does not provide high process selection: sulfur decreases from 0.4% S to 0.25% S.
Цель изобретения - более полное удаление сульфидов для получения магнетитового концентрата кондиционного по содержанию лимитируемой примеси серы (S<0,05-0,08%). The purpose of the invention is a more complete removal of sulfides to obtain a magnetite concentrate conditioned by the content of limited impurities of sulfur (S <0.05-0.08%).
Сущность изобретения заключается в следующем. Магнетитовый концентрат, прошедший магнитное обогащение, или магнетатсодержащий продукт одной из стадий магнитного обогащения подвергают оттирочному доизмельчению в течение 3 мин, кондиционируют в присутствии серной кислоты, ксантогената щелочного металла, при этом дополнительно вводят оксиэтилированное соединение, после чего флотируют по схеме, включающей основную и контрольную флотации. Сульфиды (пирротин) выделяются в пенные продукты. В качестве реагента- модификатора используют оксиэтилированный алкилфенол ОП-4 или ОП-10, или полиэтиленгликолевый эфир алкилфенолов-неонол, или оксиэтилированный амин - ОКС, или оксиэтилированную жирную кислоту - ОЖК. The invention consists in the following. Magnetitic concentrate that has undergone magnetic enrichment, or a magnetate-containing product of one of the stages of magnetic enrichment, is finely grinded for 3 minutes, conditioned in the presence of sulfuric acid, alkali metal xanthate, an additional ethoxylated compound is introduced, and then floated according to the scheme including the main and control flotation. Sulfides (pyrrhotite) are released into foam products. As the modifying reagent, use is made of the ethoxylated alkyl phenol OP-4 or OP-10, or the polyethylene glycol ether of alkyl phenols-neonol, or the ethoxylated amine — ACS, or the ethoxylated fatty acid — OLC.
Известно, что поверхность пирротина подвержена окислению. При окислении ее реактивация (восстановление) практически невозможна, что существенно снижает флотационную активность минерала. Поэтому перед флотацией следует проводить оттирочное измельчение исходного материала. It is known that the surface of pyrrhotite is prone to oxidation. During oxidation, its reactivation (reduction) is practically impossible, which significantly reduces the flotation activity of the mineral. Therefore, prior to flotation, an chopping of the starting material should be carried out.
Зависимость содержания серы в концентрате от влияния рН представлена на чертеже. Из этих данных следует, что сульфиды наиболее эффективно флотируются при рН 5,6-6,8. Флотация в более щелочных средах приводит к резкому ухудшению качества концентрата. The dependence of the sulfur content in the concentrate on the influence of pH is shown in the drawing. From these data it follows that sulfides are most effectively floated at a pH of 5.6-6.8. Flotation in more alkaline environments leads to a sharp deterioration in the quality of the concentrate.
Поверхностно-активные вещества на основе окиси этилена усиливают собирательное действие ксантогената, увеличивая его адсорбцию на поверхности минералов. Это особенно важно при низком содержании сульфидов в исходном материале, когда требуется применение сильного собирателя. Surfactants based on ethylene oxide enhance the collective action of xanthate, increasing its adsorption on the surface of minerals. This is especially important when the sulphide content is low in the feed, when a strong collector is required.
Кроме того, оксиэтилированные высокомолекулярные соединения (ОВС) пептизируют шламы при одновременной гидрофобизации их поверхности. Это согласуется с результатами опытов по флотации сульфидов из магнетитового концентрата Ковдорского ГОКа. В таблице 1 представлены сравнительные значения содержаний и распределений серы по классам крупности магнетитовых концентратов, полученных в результате флотации, с использованием ксантогената и аэрофлота (режим I) и при применении ксантогената и ОВС (режим II). Анализ этих данных свидетельствует о том, что ОВС обеспечивает селективную флотацию сульфидов из тонких классов: во фракции - 0,063 мм магнетитового концентрата после флотации остается 29,8% S по извлечению при содержании 0,03% S. При флотации в режиме I извлечение серы в класс - 0,063 мм магнетитового концентрата составляет 56,1% при содержании 0,181% S. In addition, ethoxylated high molecular weight compounds (OVS) peptize sludge while hydrophobizing their surface. This is consistent with the results of experiments on flotation of sulfides from magnetite concentrate of the Kovdorsky GOK. Table 1 presents the comparative values of sulfur contents and distributions by size classes of magnetite concentrates obtained as a result of flotation using xanthate and aeroflot (mode I) and with xanthate and OVS (mode II). An analysis of these data indicates that the OVS provides selective flotation of sulfides from thin classes: in the fraction - 0.063 mm magnetite concentrate after flotation, 29.8% S remains after recovery at a content of 0.03% S. When flotation in mode I, sulfur recovery in class - 0.063 mm magnetite concentrate is 56.1% with a content of 0.181% S.
Эти факторы предопределяют целесообразность применения ОВС в качестве реагента-модификатора комплексного действия. При этом в качестве ОВС могут быть использованы следующие оксиэтилированные соединения: оксиэтилированные спирты (реагенты OC18-26 и OC18-40), оксиэтилированные жирные кислоты (ОЖК), оксиэтилированные алкилфенолы (ОП-4, ОП-10), полиэтиленглеколевый эфир алкилфенолов (неонол марки АФ-9-10), оксиэтилированные пальмитиновые кислоты (ОПК), оксиэтилированный амин ОКС (реагент оксамин).These factors determine the feasibility of using OVS as a reagent modifier of complex action. In this case, the following oxyethylated compounds can be used as ODS: oxyethylated alcohols (reagents OC 18-26 and OC 18-40 ), ethoxylated fatty acids (OFA), ethoxylated alkyl phenols (OP-4, OP-10), polyethylene glycol ether of alkyl phenols ( neonol grade AF-9-10), ethoxylated palmitic acids (OPK), ethoxylated amine ACS (reagent oxamine).
В таблице 2 представлены результаты флотации сульфидов в присутствии ОВС различного состава, а также в режиме прототипа. Table 2 presents the results of flotation of sulfides in the presence of OVS of various composition, as well as in prototype mode.
Применение ОВС в сочетании с ксантогенатом позволяет снизить содержание серы в магнетитовых концентратах Ковдорского ГОКа от 0,32-0,34% до 0,035-0,093% (примеры 1-10), в магнетитовых концентратах Оленегорского ГОКа - от 0,22-0,23% S до 0,0094-0,012% S (примеры 12, 13). В качестве исходного материала могут быть использованы не только магнетитовые концентраты, но и магнетитосодержащие продукты цикла магнитного обогащения. В результате флотации сульфидов из пробы песков шаровой мельницы (пример 14) содержание серы снижено от 0,26 до 0,03%, из пробы концентрата I стадии мокрой магнитной сепарации (пример 15) - от 0,35% S до 0,051% S. The use of organic compounds in combination with xanthate can reduce the sulfur content in magnetite concentrates of Kovdor GOK from 0.32-0.34% to 0.035-0.093% (examples 1-10), in magnetite concentrates of Olenegorsk GOK from 0.22-0.23 % S to 0.0094-0.012% S (examples 12, 13). As the starting material, not only magnetite concentrates can be used, but also magnetite-containing products of the magnetic enrichment cycle. As a result of flotation of sulfides from a ball mill sand sample (Example 14), the sulfur content was reduced from 0.26 to 0.03%, from a sample of a concentrate of stage I wet magnetic separation (Example 15), from 0.35% S to 0.051% S.
Извлечение серы в пенные продукты сульфидной флотации (1000-ε
Способ осуществляют следующим образом. The method is as follows.
Пример 1 (табл. 2). Флотация сульфидных минералов проводилась из магнетитового концентрата, получаемого на Ковдорском обогатительном комбинате методом постадиального мокрого магнитного обогащения. Магнетитовый концентрат представлен следующим минеральным составом, мас.%: магнетит 95,0; апатит 0,6; форстерит 1,8; сульфиды 1,0; флогопит 0,5; прочие - 0,6. Крупность флотируемого продукта менее 0,3 мм. Опыты проводились во флотационных лабораторных машинах, объемом камеры 1 л. Пульпа предварительно обрабатывалась серной кислотой при расходе 1500 г/т в течение 3 мин (рН 5,9-6,1), затем 10 мин пульпу обрабатывали бутиловым ксантогенатом 500 г/т и в течение 2 мин OC18-40 в количестве 150 г/т. После этого проводилась основная сульфидная флотация. Время флотация 10 мин. Камерный продукт основной флотации подвергался контрольной флотации. Расход ксантогената 250 г/т, OC18-40 50 г/т. Сульфидные минералы флотируют в пенный продукт. Извлечение серы в пенный продукт составило 88,0%. В камерном продукте остается обессеренный магнетитовый концентрат. Содержание в нем Sобщ 0,04%.Example 1 (table. 2). The flotation of sulfide minerals was carried out from magnetite concentrate obtained at the Kovdorsky enrichment plant by the method of post-adial wet magnetic enrichment. Magnetite concentrate is represented by the following mineral composition, wt.%: Magnetite 95.0; apatite 0.6; forsterite 1.8; sulfides 1.0; phlogopite 0.5; others - 0.6. The size of the floated product is less than 0.3 mm. The experiments were carried out in flotation laboratory machines with a chamber volume of 1 liter. The pulp was pre-treated with sulfuric acid at a flow rate of 1500 g / t for 3 min (pH 5.9-6.1), then 10 min the pulp was treated with butyl xanthate 500 g / t and for 2 min OC 18-40 in an amount of 150 g / t After this, the main sulfide flotation was carried out.
Пример 2 (табл. 2). Флотация сульфидов из песков шаровой мельницы магнитообогатительной фабрики Ковдорского ГОКа. Опытами показана возможность флотации серы из промпродуктов цикла магнитного обогащения. Продукт содержит Fобщ 59,18%; S 0,26%. Данный материал имеет более крупную ситовую характеристику (содержание класса +0,063 мм - 35,2%). Иходный продукт, измельченный в шаровой лабораторной мельнице, обрабатывался серной кислотой (рН 6,0), затем ксантогенатом и реагентом модификатором OC18-26. Флотация ведется непосредственно после измельчения, поэтому специального оттирочного доизмельчения не требуется.Example 2 (table. 2). Flotation of sulphides from the sands of a ball mill at a magnet processing plant at the Kovdor GOK. The experiments showed the possibility of sulfur flotation from intermediate products of the magnetic concentration cycle. The product contains F total 59.18%; S 0.26%. This material has a larger sieve characteristic (grade content +0.063 mm - 35.2%). The original product, crushed in a laboratory ball mill, was treated with sulfuric acid (pH 6.0), then xanthate and reagent modifier OC 18-26 . Flotation is carried out immediately after grinding, therefore, a special grinding milling regrinding is not required.
Подготовленный флотационный материал имеет слабоокисленную поверхность в отличие от магнетитового концентрата, что положительно сказывается на процессе разделения минералов. Технологическая лабораторная флотационная схема включает основную и контрольную операцию. Время основной флотации 10 мин. Остаточное содержание S в магнетитовом продукте составило 0,03% при извлечении серы в пенный продукт - 88,9%. The prepared flotation material has a slightly oxidized surface, unlike magnetite concentrate, which positively affects the process of separation of minerals. Technological laboratory flotation scheme includes the main and control operation.
Пример 3 (табл. 2). Флотация сульфидов проводилась из оленегорского железного концентрата, полученного после постадиального обогащения мокрой магнитной сепарацией. Химический состав концентрата, %: Fеобщ 70,6; SiО2 6,0; CaO 0,24; MgO 0,43; Аl2О3 0,23; S 0,22. Опыты проведены в лабораторных флотационных машинах объемом камеры 1 л. Пульпу предварительно, как и в примере 1, обрабатывали H2SO4 при расходе 1,5 кг/т (рН 6,0-6,3), затем после агитации с ксантогенатом и реагентом OC18-40 проводили основную флотацию и последовательно 2 контрольные операции. Суммарное время флотации составило 15 мин. Извлечение серы в пенный продукт составило 95,1-96,6%. Остаточное содержание S в магнетитовом концентрате составило 0,0094-0,012% при исходном содержании серы 0,23-0,22%.Example 3 (table. 2). Sulfide flotation was carried out from Olenegorsk iron concentrate obtained after post-adial enrichment by wet magnetic separation. The chemical composition of the concentrate,%: Fe total 70.6; SiO 2 6.0; CaO 0.24; MgO 0.43; Al 2 O 3 0.23; S 0.22. The experiments were carried out in laboratory flotation machines with a chamber volume of 1 liter. The pulp was preliminarily, as in example 1, treated with H 2 SO 4 at a flow rate of 1.5 kg / t (pH 6.0-6.3), then after agitation with xanthate and reagent OC 18-40 , the main flotation was carried out and sequentially 2 control operations. The total flotation time was 15 minutes The sulfur recovery in the foam product was 95.1-96.6%. The residual S content in the magnetite concentrate was 0.0094-0.012% with an initial sulfur content of 0.23-0.22%.
Источники информации
1. Практика получения низкосернистых магнетитовых концентратов флотацией / Д.И.Суворова, Л.Г.Тюрюханов, Л.П.Пехова // Пути повышения качества концентратов руд черных металлов. - М.: Недра, 1988.- С. 31-38.Sources of information
1. The practice of obtaining low-sulfur magnetite concentrates by flotation / D. I. Suvorova, L. G. Tyuryukhanov, L. P. Pekhova // Ways to improve the quality of iron ore concentrates. - M .: Nedra, 1988.- S. 31-38.
2. Технология комплексного использования сульфидной магнетитовой руды / Д. И. Суворова, П.В.Шульгина, Л.М.Бондарев, и др. // Химическое, комбинированное обогащение и анализ руд черных металлов. - М.: Недра, 1989. - С. 31-38. 2. Technology for the integrated use of sulfide magnetite ore / D. I. Suvorova, P. V. Shulgin, L. M. Bondarev, and others // Chemical, combined enrichment and analysis of ferrous ores. - M .: Nedra, 1989 .-- S. 31-38.
3. ClineW.A., Rosas Rene С. How Marcona floats iron sulphides from magnetite pellet feed concentrate // Wold mining. - 1975. - N 3. - 28. - P. 38-52. 3. ClineW.A., Rosas Rene C. How Marcona floats iron sulphides from magnetite pellet feed concentrate // Wold mining. - 1975. -
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000124159A RU2189867C2 (en) | 2000-09-21 | 2000-09-21 | Method of final concentration of magnetite concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000124159A RU2189867C2 (en) | 2000-09-21 | 2000-09-21 | Method of final concentration of magnetite concentrates |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2000124159A RU2000124159A (en) | 2002-08-27 |
RU2189867C2 true RU2189867C2 (en) | 2002-09-27 |
Family
ID=20240295
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2000124159A RU2189867C2 (en) | 2000-09-21 | 2000-09-21 | Method of final concentration of magnetite concentrates |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2189867C2 (en) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2443474C1 (en) * | 2010-09-27 | 2012-02-27 | Открытое акционерное общество "Михайловский ГОК" | Method of increasing iron-ore concentrate production efficiency |
RU2530040C2 (en) * | 2012-08-10 | 2014-10-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Removal of sulphur from magnetite concentrate by electrolytic solutions of hypochlorite |
RU2537684C1 (en) * | 2013-09-13 | 2015-01-10 | ООО "НВП Центр-ЭСТАгео" | Finishing of rough high-sulphur magnetite concentrate |
CN105597942A (en) * | 2015-12-09 | 2016-05-25 | 西北有色地质矿业集团有限公司 | Collecting agent and application thereof to fine fraction gold ore flotation |
-
2000
- 2000-09-21 RU RU2000124159A patent/RU2189867C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Cline W.A., Rosas Rene C. How Marcona floats iron sulphides from magnetite pellet feed concentrate//Wold mining, 1975, N3, 28, Р.48-52. * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2443474C1 (en) * | 2010-09-27 | 2012-02-27 | Открытое акционерное общество "Михайловский ГОК" | Method of increasing iron-ore concentrate production efficiency |
RU2530040C2 (en) * | 2012-08-10 | 2014-10-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Removal of sulphur from magnetite concentrate by electrolytic solutions of hypochlorite |
RU2537684C1 (en) * | 2013-09-13 | 2015-01-10 | ООО "НВП Центр-ЭСТАгео" | Finishing of rough high-sulphur magnetite concentrate |
CN105597942A (en) * | 2015-12-09 | 2016-05-25 | 西北有色地质矿业集团有限公司 | Collecting agent and application thereof to fine fraction gold ore flotation |
CN105597942B (en) * | 2015-12-09 | 2018-05-25 | 西北有色地质矿业集团有限公司 | A kind of collecting agent and its application in fine fraction gold ore flotation |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101234363B (en) | Method for producing high-grade sulfur concentrate from low-grade pyrite mine ore | |
CN110170381B (en) | Beneficiation method for recovering cassiterite from tin-copper paragenic ore | |
AU2013293041B2 (en) | Monothiophosphate containing collectors and methods | |
KR101468731B1 (en) | Beneficiation method of low grade scheelite ore | |
CN1285417C (en) | Cassiterite ore separation method | |
Phetla et al. | A multistage sulphidisation flotation procedure for a low grade malachite copper ore | |
CN101269353A (en) | Beneficiation method for recycling scheelite from tungsten ore rich in mispickel | |
KR101710593B1 (en) | Method for collecting high grade scheelite concentrate and collecting facilities of scheelite concentrate | |
AU2011205157B1 (en) | Method of beneficiation of phosphate | |
US4229287A (en) | Tin flotation | |
CN104209183A (en) | Beneficiation method for color molybdenum lead ores | |
CN112474065B (en) | Method for selecting phosphorus from low-grade vanadium titano-magnetite tailings | |
US4690752A (en) | Selective flocculation process for the recovery of phosphate | |
RU2320423C2 (en) | Method for flotation separation of sulfide copper-nickel pyrrhotine-bearing ores | |
PL165117B1 (en) | Method of recovery of useful minerals by means of reverse foam flotation | |
WO1993004783A1 (en) | Processing of ores | |
US4301973A (en) | Beneficiation of iron ore | |
RU2189867C2 (en) | Method of final concentration of magnetite concentrates | |
US4054442A (en) | Method for recovering scheelite from tungsten ores by flotation | |
CN111437989B (en) | Method for recovering rutile in durite-hectorite product | |
RU2135298C1 (en) | Copper-zinc concentrate separation process | |
CN103071597A (en) | Preparation method of high-purity copper sulfide | |
Qun et al. | Batch flotation tests by fatty acid on a phosphate-iron oxide-silicate regolith ore sample from Sokli, Finland | |
CN109046757B (en) | Mineral separation method for gravity separation reverse flotation decalcification of high-calcium fine-grain mica type vanadium ore | |
JPH0371181B2 (en) |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160922 |