SU1645024A1 - Способ флотации руд редких металлов и олова - Google Patents

Способ флотации руд редких металлов и олова Download PDF

Info

Publication number
SU1645024A1
SU1645024A1 SU894720466A SU4720466A SU1645024A1 SU 1645024 A1 SU1645024 A1 SU 1645024A1 SU 894720466 A SU894720466 A SU 894720466A SU 4720466 A SU4720466 A SU 4720466A SU 1645024 A1 SU1645024 A1 SU 1645024A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
flotation
extraction
content
collector
tin
Prior art date
Application number
SU894720466A
Other languages
English (en)
Inventor
Булат Аблязинович Уткелов
Тамара Лаврентьевна Гак
Ирина Каиреновна Абдрахманова
Валентин Григорьевич Варламов
Евгения Хабидуловна Уткелова
Едил Ергожаевич Ергожин
Original Assignee
Казахский государственный университет им.С.М.Кирова
Институт металлургии и обогащения АН КазССР
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Казахский государственный университет им.С.М.Кирова, Институт металлургии и обогащения АН КазССР filed Critical Казахский государственный университет им.С.М.Кирова
Priority to SU894720466A priority Critical patent/SU1645024A1/ru
Application granted granted Critical
Publication of SU1645024A1 publication Critical patent/SU1645024A1/ru

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/014Organic compounds containing phosphorus

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относитс  к обогащению полезных ископаемых и предназначено дл  доизвлечени  минералов ред- ких металлов и олова из труднообо- татимых руд и продуктов. Цель изобрег тени  - повышение извлечени  ценных компонентов и их содержани  в концентратах . Сырье измельчают, пульпируют, обрабатывают собирателем - смесью алкоксиполиалкиленоксидных моно-, ди- и тризфиров фосфорной кислоты или ее солей формулы но-(снг-сп-о)п-(сн2-сн2- о) РО(ОЯ) , R у где R - углеводородный радикал п 0-45, т 45-0, п+т 9-45, К -Н; CHj; , k 1-3, R; - водород или щелочной металл, и флотируют . Собиратель обладает гидрофоби- зирующими свойствами, образует большое число донорно-акцепторных св зей с атомами и ионами т желых металлов, следствием чего  вл етс  его флотационна  активность. При извлечении вольфрама и шеелита способ позвол ет увеличить соответственно содержание триоксида вольфрама и его извлечение в концентрат на 1,1 и 7,1%. При флотации танталит- и касситеритсо- держащих продуктов извлечение повышаетс  на 11,7 и 7,1% соответственно.

Description

Изобретение относитс  к обогащению полезных ископаемых флотацией, в частности к процессу доизвлечени  минералов редких металлов и олова из труднообогатимых руд и хвостов гравитационного обогащени .
Целью изобретени   вл етс  повышение извлечени  ценных компонентов, в частности вольфрамита, шеелита, касситерита, танталита, и их .содержани  в концентратах.
Способ флотации руд редких металлов и олова включает обработку руды в виде пульпы реагентом-собирателем смесью алкоксиполиалкиленоксидных моно-, ди, и триэфиров
фосфорной кислоты или их солей формулы
а Мснгсн-о)п-(сн2-ск2-о)(OR)J-X ,
R
где R - углеводородный радикал п 0-45; т 45-0; п + т 9-45;
ю
I
R H. CH;
C,Hff;
k 1-3; R водород или щелолной металл, и выделение концентрата.
Реагент-собиратель представл ет j смесь моно-, ди- и триэфиров фосфорной кислоты или ее солей с модифицированной структурой углеводородного радикала .
Физическа  форма и цвет: в зка  10 темно-коричнева  жидкость. Степень ионизации: анионный. Плотность при 20ЙС около 1,01 г/см3; точка замерзани : ниже (-20)°С;. точка воелорода , взаимодействующих с минеральной поверхностью. Большее число атомов кислорода, участвующих в хелат- ном эффекте, усиливает возможность по иалкиленоксидных составл ющих развернуть клубочек углеводородного радикала меньшей длины (Ci-Cf)f чем у прототипа (), что увеличивает гидрофобизацию рудной частицы. Кроме того, донорные атомы кислорода по- лналкиленоксидных звеньев образуют большее число донорно-акцепторных св зей с атомами и ионами т желых мепламенени : около 100°С, реакци  силь-15 таллов, следовательно, более гидрофо
нокисла  величина рН 1%-ного раствора: 1,8-2,0; растворимость: ХР в бензоле, толуоле, этаноле, р. в эфире , слабее растворим в воде)т кипени  - разложени  150°С.
Токсичность: реагент относитс  к 3 классу умеренно токсичных соединений . Реагент чувствителен жесткой воде о Следовательно, дл  приготовлени  растворов надо пользоватьс  м гкой водой Во флотационный процесс подают в виде 1%-пого водного раствора .
Способ получени  флотореагента основан на реакции;
ROH + P205- RO - РО(ОН)
где k 1-3.
Собиратель имеет углеводородный радикал небольшой длины (). Из практики флотации известно, что со- биратели с более коротким углеводородным радикалом обладают более высокой флотационной активностью, вследствие меньшей способности его при взаимодействии с минеральной поверхностью сворачиватьс  в клубочек в водной среде, а также вследствие лучт- шей ионизации и диссоциации, а следовательно , и большей растворимости самого реагента в воде.
При числе атомов углерода в радикале R более 7 размеры углеводородных радикалов велики, что не позвол ет им достаточно прочно закрепитьс  на поверхности минерала, следствием чего  вл етс  снижение степени гидро- фобизации рудной частицы и уменьшение извлечени  и содержани  металлов в , концентрате.
I Большое число полиалкиленоксидных составл ющих (n+m 9-45) обеспечивает более высокий халатный эффект за счет большого числа атомов кислорода , взаимодействующих с минеральной поверхностью. Большее число атомов кислорода, участвующих в хелат- ном эффекте, усиливает возможность по иалкиленоксидных составл ющих развернуть клубочек углеводородного радикала меньшей длины (Ci-Cf)f чем у прототипа (), что увеличивает гидрофобизацию рудной частицы. Кроме того, донорные атомы кислорода по- лналкиленоксидных звеньев образуют большее число донорно-акцепторных св зей с атомами и ионами т желых ме5 таллов, следовательно, более гидрофо0
5
0
5 0 5
50 ,5
бизированную поверхность частицы. Отсюда высока  флотационна  активность предлагаемого реагента, способствующа  повышению извлечени  ценных компонентов и их содержани  в концентратах .
Использование алкиленоксидных составл ющих (п + т) . 9 при относительно коротком углеводородном радикале (C(j-C7) не обеспечивает высокие технологические показатели по флотации, так как образующеес  низкомолекул рное соединение не обеспечивает достаточную гидрофобизацию минеральной поверхности. Кроме того, число алкиленоксидных составл ющих (п + т)9 не способно полностью развернуть клубочек углеводородного радикала в водной среце что также снижает гидрофобизацию минеральной поверхности, а следовательно, извлечение и содержание ценных компонентов, уменьшаетс .
При использовании реагентов, содержащих более 45 алкиленоксидных составл ющих ( m 45 или п + + m 45),т.е. когда степень полимеризации более 45, возникают сложности при синтезе реагента.
Пример 1. Редкометалльна  руда содержит триоксида вольфрама 0,4% в виде минерала вольфрамита. Пуста  порода до 70% .представлена кварцем. Руда содержит до 10% пирита. Присутствуют флюорит, рутил, слюда, магнетит и др.
Измельчение руды проводили в стержневой мельнице до содержани  класса минус 71 мкм 75% при подаче соды 1 кг/т. Во флотомашине емкостью 1 л проводилась флотаци  руды (навеска 500 г). Врем  флотации 20 мин.
С целью удалени  сульфидов перед вольфрамовой флотацией проводилась сульфидна  флотаци  при следующем
реагентном режиме: керосин 0,1 кг/т; вспениватель Т-80 0,1 кг/т рН 8-9, врем  флотации 15 мин.
Вольфрамова  флотаци  осущеетвл - лась при следующих реагентных режимах .
Опыт 1. 2%-ный водный раствор бутоксиполипропиленоксидных моно-, ди, и триэфиров фосфорной кислоты
г
, L -OHCHj-CH-OjJ -POCOHb-j, СН3
где R С4Б9, , m 0, Rf СН5, R H, n + m 9, k 1-3 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 2. 2%-ный водный раствор бу- токсиполиэтиленбутиленоксидных моно-, ди-, и триэфиров фосфорной кислоты
с«н9-о-(отг-га-оНгаг-снг-о}в к-Мон)з-к, у
„ сгн5
где R;C4H9, R Сг%, R H; , n + подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 3. 2%-ный водный раствор смеси моно-, ди-, и триэфиров метокси- полипропиленоксидных зфиров фосфорной кислоты
СН3- О (СН2-СН-С)45 к- РО (ОН)3-  СН3
где , , R H; ,11+111 45; k 1-3 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 4.2%-ный водный раствор Na-соли фосфата гептило ксиблоксополи-, мера окиси этилена и пропилена формулы
c7H15o-(all-CH-o)20-(CHl-CHlo)25 Jt-Po(oiia)3 ш,
где ,,R СНЬ; Rfr Na; n + m 45; подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Дл  сопоставлени  результатов испытаний с применением собирател  по прототипу и по предлагаемому изобретению дл  вольфрамита проведены опыты с собирателем-прототипом.
Опыт 5. 2%-ный водный раствор смеси моно-, диэфиров фосфорной кислоты формулы
С8Н16-0(С2Н40)-Р-(ОН)
О
5
5
30
35
40
5
где среднее между 1 и 2, подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Из сравнени  показателей по опи- мываемому способу и по способу-прототипу следует: извлечение триоксида вольфрама составл ет 85,34% при содержании 1,3%, а среднее извлечение триоксида вольфрама по данному способу 92,16% при среднем содержании 2,52%.
П р и м е рг2. Редкометалльна  руда содержала вольфрам (0,49%) в виде минерала шеелита.
Измельчение руды проводилось в стержневой мельнице до содержани  класса минус 71 мкм 75%. Во флото- машине емкостью 1 л проводилась флотаци  руды (навеска 500 г).
С целью удалени  сульфидов перед вольфрамовой флотацией проводилась сульфидна  при следующем реагентном режиме: сода в измельчение 1,5 кг/т; бутиловый ксантогенат 0,2 кг/т; Т-80 0,1 кг/т; врем  флотации 15 мин.
Вольфрадовую флотациго проводили с использованием собирател  по данному изобретению.
Опыт 1. 2%-ный водный раствор смеси бутоксиполипропиленоксидных моно-5 ди- и триэфиров фосфорной кислоты формулы
с4н9-о-(СНг-СН-0)25 K-PO(oH)3.fcT
СН3
Где R1 СНЭ; m 0; n + ш 25: k 1-3; R Н подавали во , флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 2. 2%-ный водный раствор сме- си{ моно-, ди- и триэфира фосфорной кислоты формулы
с5нп-о-(сн- -сн-о)го-(снгсн1-о)(он) с,н.
г 5
где R С5Н„ ; п 20; m 15; n+m« f 35; k 1-3; R( R H подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 3. 2%-ный водный раствор про- поксиполиэтиленоксидного моно- ди- и триэфира фосфорной кислоты
с3н7-о-(снгсн2-о)ф5 к - РО(ОН),К ,
Чг
.где п 0; R H; R « Н; 20 ю 45; п + m 45; k 1-3 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 4. 2%-ный водный раствор сме си моно-, ди- и триэфира фосфорной 25 кислоты формулы
свн1Го-(снг-снг-о),, k ),
где R H; n 0; tn 9;n+m 9; k 1-3 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани 
Дл  сопоставлени  результатов испытаний с применением собирател  по прототипу и по данному изобретению дл  вольфрамита авторами были проведены флотационные опыты с собирате- лем-прототипом - эфиром фосфорной. кислоты.
Опыт 5. Врали 2%-ный водный раствор эфира фосфорной кислоты формулы
V
С8Н16-0(С8Н1Б0}8 х-Р-(ОН)3-х
о
где R 8; п 4; m 8; Х 1-2 подвали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани ,
Из полученных данных видно, что извлечение триоксида вольфрама в ви- де минерала шеелита в вольфрамовый концентрат с применением прототипа составл ет 85,4% при содержании
5
0
5
0
5
0
1,5%, а с описываемым собирателем извлечени  составл ет 91,87-93,3% при содержании 2,2-2,96%.
Опыт 3. Дл  флотационного исследовани  использовали гравитационные шламы редкометалльной р.уды, содержащей тантал 33-34 г/т питани  в виде минерала тантала и олова 128-145 г/т питани  в виде минерала касситерита. Пуста  порода представлена в основном слюдами, полевым шпатом и кварцем.
Крупность гравитационных шламов, поступающих на флотацию, составл ла 70% класса минус 71 мкм. Во флотацион- ной машине емкостью 1 л проводили коллективную тантало-олов нную флотацию (навеска - 500 г) .Врем  флотации 8 мин. В результате основной флотации был получен коллективный тантало-олов нный концентрат.
Коллективна  тантало-олов нна  флотаци  осуществл лась с применением данного собирател .
Опыт 1. 2%-ный водный раствор смеем фосфорнокислотного моно-, ди- и триэфира бутоксисополимера пропилен- оксида и этиленоксида со статическим распределением звеньев молекул рной массы 500 вводили во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
c ttgOiCHrCH-0),-lCH,-CH1-0), К-РО(ОНЬ-К, Ш
где Rh H; Rf СН5; n 8; m 5; n+m 13; k 1-3.
Опыт 2. 2%-ный водный раствор нат риевой соли фосфата блоксополимера окиси пропилена и этилена
CrHis-olCItj-iJH-O) -(CHj-CHj-0) -F toNob-x, СН3
где Р H; R - СН3; п 15; m 20; п + m 35; k 1-2 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т питани .
Опыт 3. 2%-ный водный раствор смеси фосфорнокислотного моно-, и ди- и триэфира бутоксиполиэтиленоксида
,о-(снг-снг-о) --РО(ОН)З
к
где Rf H; Rf H; n 0; m 30; n + та 30; k 1-3 подавали во флотационный процесс из расчета 300 г/т.5
Опыт 4. По способу-прототипу. Брали 2%-ный водный раствор эфира фосфорной кислоты, формулы
с8н17-о(с2н4о)(он) .
где ; n 4; m 8; Х 1-2. jРасход 300 г/т.
Из полученных данных следует, что в результате основной флотации гравитационных шламов с применением собирател -прототипа извлечение тантала составл ет 65,6% при содержании 220 г/т, а извлечение олова 79,5% при содержании 1050 г/т. С применением данного собирател  извлечение тантала в концентрат составл ет 75,9-78,Ь% при содержании 350-330 г/т
Извлечение олова 85,3-88,0% при содержании 1650-1440 г/т. I Таким образом, в результате основной флотации руды, содержащей воль- фрам в виде минерала вольфрамита и шеелита, среднее извлечение триокси- да вольфрама по способу-прототипу составл ет 85,4% при среднем содержании 1,4%J а по описываемому способу среднее извлечение триоксида вольфрама 92,5% при среднем содержании 2,5%. При этом извлечение триоксида вольфрама в среднем повышаетс  на 7,1%, а содержание на 1,1%. .
5
o
5
0 5
о
В результате основной флотации гравитационных шламов, содержащих танталит и касситерит, извлечение тантала по способу-прототипу составл ет 65,6% при содержании 220 г/т, извлечение олова 79,5% при содержании 1050 г/т. С применением описываемого собирател  среднее извлечение тантала составл ет 77,3% при среднем содержании 340 г/т, а среднее извлечение олова 86,6% при среднем содержании 1540 г/т. При этом среднее извлечение тантала повышаетс  на 11,7%, а олова на 7,1%.

Claims (1)

  1. Формула изобретени Способ флотации руд редких металлов и олова, включающий обработку руды в виде пульпы реагентом-собирателем - эфирами фосфорсодержащих соединений и выделение концентрата, отличающийс  тем, что, с целью повышени  извлечени  ценных компонентов и их содержани  в концентратах , в качестве собирател  ввод т смесь алкоксиполиалкиленоксидных мо- но-, ди- и триэфиров фосфорной кислоты или ее солей, формулы
    зо
    35
    йО-(шг CH-OjHCHrCH,- 0) PO(,.K , R
    где R - углеводородный радикал n 0-45; m 45-0, n + m 9 -.45; R-i CH3i H; k Г- 3;
    R В°Д°Р°Д или щелочной металл.
SU894720466A 1989-05-31 1989-05-31 Способ флотации руд редких металлов и олова SU1645024A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894720466A SU1645024A1 (ru) 1989-05-31 1989-05-31 Способ флотации руд редких металлов и олова

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU894720466A SU1645024A1 (ru) 1989-05-31 1989-05-31 Способ флотации руд редких металлов и олова

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1645024A1 true SU1645024A1 (ru) 1991-04-30

Family

ID=21461623

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU894720466A SU1645024A1 (ru) 1989-05-31 1989-05-31 Способ флотации руд редких металлов и олова

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1645024A1 (ru)

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1055033C (zh) * 1995-10-23 2000-08-02 北京矿冶研究总院 一种从复杂多金属矿中回收黑白钨的选矿方法
WO2008065129A1 (en) * 2006-11-29 2008-06-05 Kao Corporation, S.A. Collector for the flotation of carbonates
RU2494818C1 (ru) * 2012-05-03 2013-10-10 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения гематитсодержащих железных руд и продуктов
RU2569394C1 (ru) * 2014-10-07 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения редкометаллической руды
RU2569660C2 (ru) * 2014-03-05 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" Способ флотации железосодержащих вольфрамовых минералов из хвостов гравитационного обогащения руд
CN105170338A (zh) * 2015-08-28 2015-12-23 张好勇 一种非硫化矿矿物浮选捕收剂及其制备方法和应用
CN106269281A (zh) * 2016-05-12 2017-01-04 江西理工大学 一种黑钨矿捕收剂的制备方法
CN106861919A (zh) * 2017-04-28 2017-06-20 中南大学 一种锡石浮选捕收剂及其应用
CN107617508A (zh) * 2017-09-19 2018-01-23 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺
CN111495579A (zh) * 2020-04-28 2020-08-07 赣州有色冶金研究所 一种从细泥毛砂中回收钨和锡的方法
CN112871456A (zh) * 2020-12-04 2021-06-01 崇义章源钨业股份有限公司 处理白钨锡石混合精矿的方法
EP4129486A1 (en) 2021-08-04 2023-02-08 Kao Corporation S.A.U Collector for the flotation of carbonates in phosphate rock

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Патент US W 3804243, кл.209-166, опублик.1975. Патент GB № 1451194, кл. В 2 Н, опублик. 1976. *

Cited By (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1055033C (zh) * 1995-10-23 2000-08-02 北京矿冶研究总院 一种从复杂多金属矿中回收黑白钨的选矿方法
WO2008065129A1 (en) * 2006-11-29 2008-06-05 Kao Corporation, S.A. Collector for the flotation of carbonates
AU2007327591B2 (en) * 2006-11-29 2012-05-17 Centre D'etudes Et De Recherches Des Phosphates Mineraux Collector for the flotation of carbonates
US8657118B2 (en) 2006-11-29 2014-02-25 Kao Corporation, S.A. Collector for the flotation of carbonates
RU2494818C1 (ru) * 2012-05-03 2013-10-10 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения гематитсодержащих железных руд и продуктов
RU2569660C2 (ru) * 2014-03-05 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" Способ флотации железосодержащих вольфрамовых минералов из хвостов гравитационного обогащения руд
RU2569394C1 (ru) * 2014-10-07 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения редкометаллической руды
CN105170338B (zh) * 2015-08-28 2017-12-08 河南天鸿选矿科技有限公司 一种非硫化矿矿物浮选捕收剂及其制备方法和应用
CN105170338A (zh) * 2015-08-28 2015-12-23 张好勇 一种非硫化矿矿物浮选捕收剂及其制备方法和应用
CN106269281A (zh) * 2016-05-12 2017-01-04 江西理工大学 一种黑钨矿捕收剂的制备方法
CN106269281B (zh) * 2016-05-12 2018-07-27 江西理工大学 一种黑钨矿捕收剂的制备方法
CN106861919A (zh) * 2017-04-28 2017-06-20 中南大学 一种锡石浮选捕收剂及其应用
CN107617508A (zh) * 2017-09-19 2018-01-23 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺
CN107617508B (zh) * 2017-09-19 2020-06-09 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺
CN111495579A (zh) * 2020-04-28 2020-08-07 赣州有色冶金研究所 一种从细泥毛砂中回收钨和锡的方法
CN112871456A (zh) * 2020-12-04 2021-06-01 崇义章源钨业股份有限公司 处理白钨锡石混合精矿的方法
EP4129486A1 (en) 2021-08-04 2023-02-08 Kao Corporation S.A.U Collector for the flotation of carbonates in phosphate rock
WO2023012204A1 (en) 2021-08-04 2023-02-09 Kao Corporation S.A.U Collector for the flotation of carbonates in phosphate rock

Similar Documents

Publication Publication Date Title
SU1645024A1 (ru) Способ флотации руд редких металлов и олова
EP0183825B1 (en) A composition and process for froth flotation of coal from raw coal
AU2013293041B2 (en) Monothiophosphate containing collectors and methods
CN109890508A (zh) 在存在多价金属离子的情况下进行矿物矿石浮选的方法
CN104822460A (zh) 矿物矿石浮选的抑制剂
CN100556553C (zh) 矿石浮选法中使用的硫醇组合物及回收金属化合物的方法
CN104117432A (zh) 磁种浮选方法
CN101861211B (zh) 用于通过浮选生产低灰分含量精煤的混合起泡剂
PL165117B1 (en) Method of recovery of useful minerals by means of reverse foam flotation
US4732667A (en) Process and composition for the froth flotation beneficiation of iron minerals from iron ores
Forssberg et al. Influence of different grinding methods on floatability
CN105013616A (zh) 一种从钼铅硫混合精矿中分离钼精矿与铅硫精矿的方法
JP4083791B1 (ja) カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法及び処理システム
CN112474065A (zh) 一种低品位钒钛磁铁矿尾矿选磷的方法
CN107427841A (zh) 矿石浮选的抑制剂
Bulatovic et al. Process development for impurity removal from a tin gravity concentrate
CN1308087C (zh) 硫化物矿物的精选方法
US5217604A (en) Froth flotation of fine particles
CA1217199A (en) Flotation reagents
US4253614A (en) Flotation of non-sulfide zinc materials
WO1986001435A1 (en) A frother composition and a froth flotation process for the recovery of coal values from raw coal
US4770767A (en) Method for the froth flotation of coal
EP0339856B1 (en) Pyrite depressants useful in the separation of pyrite from coal
CN110022983B (zh) 用于泡沫浮选的官能化硅氧烷
RU2189867C2 (ru) Способ доводки магнетитовых концентратов