SU982810A1 - Sulphide ore concentration method - Google Patents

Sulphide ore concentration method Download PDF

Info

Publication number
SU982810A1
SU982810A1 SU813318574A SU3318574A SU982810A1 SU 982810 A1 SU982810 A1 SU 982810A1 SU 813318574 A SU813318574 A SU 813318574A SU 3318574 A SU3318574 A SU 3318574A SU 982810 A1 SU982810 A1 SU 982810A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
butyl
aeroflot
xanthate
flotation
collective
Prior art date
Application number
SU813318574A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Владимир Ильич Рябой
Лауренсия Дмитриевна Артемьева
Валерий Аронович Шендерович
Нина Ефремовна Щукина
Раиса Израилевна Сулина
Игорь Иванович Ванеев
Валерий Владимирович Песков
Original Assignee
Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр"
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 Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр" filed Critical Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр"
Priority to SU813318574A priority Critical patent/SU982810A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU982810A1 publication Critical patent/SU982810A1/en

Links

Description

;54) СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ РУД; 54) METHOD OF ENRICHMENT OF SULFIDE ORES

Изобретение относитс  к области обогащени  полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению сульфидных руд.The invention relates to the field of mineral processing, in particular to the flotation concentration of sulphide ores.

Известен способ флотации сульфидных РУД, включающий пр следовательное кондиционирование с гйдроксамовыми кисуютами, содержащими 5-6 атомов углерода в углеводородной цепи, ксантогенатом и коллективную флотацию сульфидов 1 1}The known method of flotation of sulphide ore, including sequential conditioning with hydroxamic cysyutami containing 5-6 carbon atoms in the hydrocarbon chain, xanthate and collective flotation of sulfides 1 1}

Недостатком способа  вл етс  невысокое извлечение полезных сульфидных минералов, в частности меди и никел .The disadvantage of this method is the low extraction of useful sulfide minerals, in particular copper and nickel.

Наиболее близким по технической сущности и получаемому эффекту к изобретению  вл етс  способ обогащени  сульфидных руд, включающий кондиционирование с ксантогенатом, аэро-, флотом, вспенивателем и коллективную флотацию сульфидных минералов 2.The closest in technical essence and the obtained effect to the invention is a method of enrichment of sulfide ores, including conditioning with xanthate, air, fleet, blowing agent and collective flotation of sulfide minerals 2.

Недостатком этого способа  вл етс  сравнительно низкое извлечение минералов меди и никел  в коллективный концентрат. При этом заметное повышение извлечени  меди и нике.л  не может быть достигнуто даже при высоких расходах собирдтелрп (ло 400 г/т).The disadvantage of this method is the relatively low recovery of copper and nickel minerals in the bulk concentrate. At the same time, a noticeable increase in the extraction of copper and nickel cannot be achieved even at high costs of collecting (about 400 g / t).

Целью изобретени   вл етс  повышение извлечени  меди и никел  в коллективный концентрат.The aim of the invention is to increase the recovery of copper and nickel in the bulk concentrate.

Поставленна  цель достигаетс  тем, что согласно способу обогащени  сульфидных руд, включающему кондиционирование с ксантогенатом, аэрофлотом , вспенивателем и .коллективную флотацию сульфидных минералов, в кон10 диционирование ввод талкилгидроксамовые кислоты, содержащие в углеводородной цепи от 7 до 9 атомов углерода .This goal is achieved in that according to the method of enrichment of sulfide ores, including conditioning with xanthogenate, aeroflot, blowing agent and collective flotation of sulfide minerals, injecting talkylhydroxamic acids containing from 7 to 9 carbon atoms in the hydrocarbon chain.

При этом соотношение алкилгидрок15 самовых кислот, ксантогената и аэрофлота составл ет от 1:6,5:8,5 до 2: :7,5:8,5.The ratio of alkyl hydroxy 15 self acids, xanthate and aerofloat is from 1: 6.5: 8.5 to 2: 7.5: 8.5.

На результаты флотации не вли ет форма подачи алкилгидроксамовых кис20 лот. Одинаковые результаты достигаютс  при их подаче в натуральном виде , в виде их натриевых солей, в виде эмульсии или частично омыленной эмульсии . Оптимальные технологические ре25 зультаты достигаютс  при соотношении гидроксамов ле кислоты : ксантогенат: аэроФлот от 1:6.5:8,5 до 2:7,5:8,5.The results of flotation are not affected by the delivery form of alkylhydroxamic acids. Similar results are achieved when they are supplied in their natural form, in the form of their sodium salts, in the form of an emulsion or a partially saponified emulsion. Optimum technological results are achieved at a ratio of hydroxamic acid: xanthate: aeroFlot from 1: 6.5: 8.5 to 2: 7.5: 8.5.

Claims (2)

Положительн 1й эффект, выражающийс  в повычении извлечени  меди и ни30 кел , достигаетс  только при испольч (-J т л ilVl   т р Г; X р а Г е Н Т О Б : :ic;-iMo Hx KiicjiOT , бутиловог То. и бут -:лового аэрофлота Сь:ть, .постигнут при MCKJDO: компонентов, В кател  могут использосоль Т-80, СФК, МИБК. о достигаемые показа:ке1- ием продлагаемого спо гели GO б a j -гем с 1:спольэованием инди теагентов или их двойных видуа.г /словии низких собиратель cMecef гзлкнлгидроксамовых кисло свидетельствуют о синергетическом эф фекте повышени  собирательных свойст тройного сочетани  реагентов, как и следо-вало ожидать в этом случае, сум марный расхол тройного сочетани  реагентов ., чем; индивидуальных реагентов ил,т их двойных смесей. TaiiHM обрг,зом, положительный эффект при флотации сульфидных руд, БЬражаюгцийс  в повазиении извлечени  меди и никел , достигаетс  только в совокупности отличительных признаков , заключающихс  в применении в ка честве собирателей сочетани  алкилгидроксамовмх кислот , бутиловы аэрофлота и ксантогената. П р и :: е .р 1. Навеску руды изкепъчелч в течение 30 мин до крупнос ти 80% 9,074 мм. Плотность пульпы составл ла . Пульпу коцциционировали ., в течение 5 мин с алкилгидроксамовкми кислотами с длиной углеаодородного радикала от 7 до 9 атомо углерода в виде 4%-ного раствора нат рулевых солей при их расходе 10 г/т, а затеГ в те .ение 1 мив с бутиловым нсалггогенатом, бутиловым аэрофлотом и при их расходах 75 г/т, 85 г/ и 32 с/т cooiBGTCTEeHHo (соотношение собирателей 1:7,5:8,5) . Далее прово-Д5ИЛИ кол1;ективную флотацию сульфидов в течение 10 мин. Затем осуществл ли контрольную ФлотсИлИю. Дл  этого пуль пу вновь .кондиционировали с гидрокcaMOBbLMii кислотами в виде 4%-ного раствора патр иевых солей при расходе 5 IVT,- д. затем в течение 1 мин с буткловы;м ксантогенатом, бутиловым аэрофлотом и Т-66 при их расходах 30 r/Tf 35 г/т и 16 г/т соответствен но. Врем  контрольной флотации соста вило 10 мин о Извлечение меди и никел  в коллек 1тивный концентрат составило 92,85 и 89,02% соответств€;:нно. П р и м ер 2 Услови  опыта ана логичны примеру 1, но расход реагентов ; в коллективную флотацию - алкилгидроксамОЕые кислоты 20 г/т,бутиловый ксантогенат 65 г/т, бутиловый аэрофлот 85 г/т, Т--66 32 г/т (соотношение 2 t б , 5 ; 3 , 5 ,1 ; в гсонтрольнук флотацию - алкилгидроксамовыо кислоты 5 г/т, бутиловый ксантогенат 30 г/т, бутиловый аэрофлот 35 г/т, Т-66 16 г/т,Извлечен не меди и никел  в коллективный -концентрат - 93,02 и 89,13% соответственно . Пример 3. Услови  опыта по примеру 1, но.расход реагентов:, -в коллективную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 35 г/т, бутиловый ксантогенат 50 г/т, бутиловый аэрофлот 85 г/т (соотношение 3,5:5: 8,5) , Т-66 32 г/т; -в контрольную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 10 г/т, бутиловый ксантогенат 25 г/т, бутиловый аэрофлот 35 г/т, Т-66 16 г/т. Извле-. чение меди и никел  91,65 и 89,42% соответственно. Пример 4. Услови  опыта по примеру 1, но расход реагентов; -в коллективную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 50 г/т, бутиловый ксантогенат 35 г/т, бутиловый аэрофлот 85 г/т (соотношение 5:3,5: ;8,5), Т-66 32 г/т, -Е контрольную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 20 г/т, бутиловый ксантогенат 15 г/т, бутиловый - аэрофлот 35 г/т, Т-66 16 г/т с Извлечение меди и никел  в черновой коллективный концентрат составило 91,97 и 89,95% соответственно. Пример 5. Услови  опыта по примеру 1, но расход реагентов: -в коллективную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 70 г/т, бутиловый ксантогенат 15 г/т, бутиловый аэрофлот 85 г/т (соотношение 7:1,5: :8,5), Т-66 32 г/т; в коллективную флотацию - алкилгидроксамовые кислоты 25 г/т, бутиловый ксантогенат 10 г/т, бутиловый аэрофлот 35 г/т, Т-66 16 г/т. Извлечение меди и никел  в коллективный концентрат составило 90,68 и 88,67% соответственно. Таким образом, предлагаемый способ позвол ет повысить извлечение в коллективный концентрат меди isa 0,5-2,5% И никел  на 0,5-1,5% при неизменном содержании. Кроме того, суммарный расход реагентов ниже, чем суммарный расход сочетани  аэрофлота и ксантогената . Формула изобретени  1. Способ обогащени  сульфидных руд, включающий кондиционирование с ксантогенатом, аэрофлотом, вспенивателем и коллективную флотацию сульфидных минералов, отличающийс   тем, что, с целью повьлиени  извлечени  меди и никел  в коллективный концентрат, в кондиционирование ввод т алкилгидроксамовые , со5 98 держащие в углеводородной цепи от 7 до 9 а-юмоз углерода. 2. Способ по П.1, отличающ и и с   тем, что соотношение алкилгидроксамовых кислот, ксантогената и аэ офлота составл ет от Ii6,5: 8,5 до 2:7,5:8,5. Источники информации, прйн тые во внимание при экспертизе 2810 1. Авторское свидетельство СССР по за вке I 2920639/03, л. В 03 D 1/02, 1980. The positive 1st effect, which is expressed in the increase of the extraction of copper and nickel, is achieved only with the use of (-J tl ilVl tpG; Xr a G e N T O B:: ic; -iMo Hx KiicjiOT, Butylogog To. And bottles -: Aeroflot Cb: Th,. Comprehended with MCKJDO: components, T-80, SPC, MIBK can be used in a boiler. About achievable displays: GO and aj-hem with 1: 1, with indieagents or their double views / words of low collector cMecef gzlknlgidroksamovy sour indicate the synergistic effect of increasing the collective properties of the triple combination of In this case, as was to be expected in this case, the total contamination of the triple combination of reagents, than; individual reagents, silt, their double mixtures. TaiiHM obr, positive effect during the flotation of sulfide ores, bruising in copper and nickel extraction It is achieved only in the combination of distinctive features consisting in the use of the combination of alkylhydroxamic acids, butyl aeroflot and xanthate as collectors. P :: e. P 1. A portion of ore from the granule within 30 minutes to a grain size of 80% 9.074 mm. The density of the pulp was. The pulp was cocciated. For 5 min with alkylhydroxamic acids with a carbon-hydrogen radical length of 7 to 9 carbon atoms in the form of a 4% solution of nat steering salts at their consumption of 10 g / t, and the charge at 1 mV with butyl nsalgogenat , butyl aeroflot and at their expenses 75 g / t, 85 g / and 32 s / t cooiBGTCTEeHHo (the ratio of collectors is 1: 7.5: 8.5). Next, provo-D5ILI col1; effective flotation of sulphides for 10 minutes. Then control flots were carried out. For this, the pulp was again conditioned with hydrocaMOBbLMii acids in the form of a 4% aqueous solution of patrium salts at a flow rate of 5 IVT, - then for 1 min from the bottle, m xanthate, butyl aeroflot, and T-66 at their flow rates 30 r / Tf 35 g / t and 16 g / t, respectively. The time of the control flotation was 10 min. Extraction of copper and nickel into the collection concentrate was 92.85 and 89.02% corresponding to €; nno. EXAMPLE 2 Experimental conditions are analogous to example 1, but the consumption of reagents; in collective flotation - alkyl hydroxamic acids 20 g / t, butyl xanthate 65 g / t, butyl aeroflot 85 g / t, T - 66 32 g / t (ratio 2 t b, 5; 3, 5, 1; in the control float - alkylhydroxamic acid 5 g / t, butyl xanthate 30 g / t, butyl aeroflot 35 g / t, T-66 16 g / t, Not extracted copper and nickel in the collective concentrate - 93.02 and 89.13%, respectively. Example 3. The conditions of the experiment in example 1, but the consumption of reagents: -in collective flotation - alkyl hydroxamic acids 35 g / t, butyl xanthate 50 g / t, butyl aeroflot 85 g / t (ratio 3.5: 5: 8, 5), T-6 6 32 g / t; - in the control flotation - alkyl hydroxamic acids 10 g / t, butyl xanthate 25 g / t, butyl aeroflot 35 g / t, T-66 16 g / t. Extraction of copper and nickel 91.65 and 89.42%, respectively. Example 4. The conditions of the experiment of example 1, but the consumption of reagents; -to the collective flotation - alkylhydroxamic acids 50 g / t, butyl xanthate 35 g / t, butyl aeroflot 85 g / t (ratio 5: 3 , 5:; 8,5), T-66 32 g / t, -E control flotation - alkyl hydroxamic acids 20 g / t, butyl xanthate 15 g / t, butyl - aeroflot 35 g / t, T-66 16 g / r s Extraction of copper and nickel in rough call The objective concentrate was 91.97 and 89.95%, respectively. Example 5. The conditions of the experiment of example 1, but the consumption of reagents: - in collective flotation - alkyl hydroxamic acids 70 g / t, butyl xanthate 15 g / t, butyl aeroflot 85 g / t (ratio 7: 1.5:: 8.5 ), T-66 32 g / t; in the collective flotation - alkyl hydroxamic acids 25 g / t, butyl xanthate 10 g / t, butyl aeroflot 35 g / t, T-66 16 g / t. Extraction of copper and nickel in the collective concentrate was 90.68 and 88.67%, respectively. Thus, the proposed method makes it possible to increase the extraction of 0.5–2.5% copper in a collective concentrate and nickel by 0.5–1.5% with a constant content. In addition, the total consumption of reagents is lower than the total consumption of the combination of aeroflot and xanthate. Claim 1. Method of sulphide ores enrichment, including conditioning with xanthate, aeroflot, blowing agent and collective flotation of sulphide minerals, characterized in that, in order to increase the recovery of copper and nickel in the collective concentrate, alkylhydroxamic minerals are introduced into the conditioning. chains from 7 to 9 carbon carbon. 2. The method of Claim 1 is also distinguished by the fact that the ratio of alkyl hydroxamic acids, xanthate and ae ofoflot is from 6.5 to 8.5: 2 to 7.5: 8.5. Sources of information taken into account in the examination of 2810 1. USSR Author's Certificate for Application I I 2920639/03, l. In 03 D 1/02, 1980. 2. Дуденков С.В. и др. Основы теории и практика применени  флотационных реагентов., М., Недра, с. 290, 1968, (прототип .2. Dudenkov S.V. et al. Fundamentals of the theory and practice of the use of flotation reagents., M., Nedra, p. 290, 1968, (prototype.
SU813318574A 1981-07-16 1981-07-16 Sulphide ore concentration method SU982810A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813318574A SU982810A1 (en) 1981-07-16 1981-07-16 Sulphide ore concentration method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU813318574A SU982810A1 (en) 1981-07-16 1981-07-16 Sulphide ore concentration method

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU982810A1 true SU982810A1 (en) 1982-12-23

Family

ID=20969560

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU813318574A SU982810A1 (en) 1981-07-16 1981-07-16 Sulphide ore concentration method

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU982810A1 (en)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4871466A (en) * 1987-10-15 1989-10-03 American Cyanamid Company Novel collectors and processes for making and using same
US4929343A (en) * 1987-10-15 1990-05-29 American Cyanamid Company Novel collectors and processes for making and using same
US5126038A (en) * 1991-08-02 1992-06-30 American Cyanamid Company Process for improved precious metals recovery from ores with the use of alkylhydroxamate collectors
US6145667A (en) * 1998-05-27 2000-11-14 Cytec Technology Corp. Mineral collector compositions and processes for making and using same
RU2504438C1 (en) * 2012-07-16 2014-01-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) Method of flotation separation of black jack and copper mineral from iron sulphide

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4871466A (en) * 1987-10-15 1989-10-03 American Cyanamid Company Novel collectors and processes for making and using same
US4929343A (en) * 1987-10-15 1990-05-29 American Cyanamid Company Novel collectors and processes for making and using same
US5126038A (en) * 1991-08-02 1992-06-30 American Cyanamid Company Process for improved precious metals recovery from ores with the use of alkylhydroxamate collectors
US6145667A (en) * 1998-05-27 2000-11-14 Cytec Technology Corp. Mineral collector compositions and processes for making and using same
US6409022B1 (en) 1998-05-27 2002-06-25 Cytec Technology Corp. Mineral collector compositions and processes for making and using same
RU2504438C1 (en) * 2012-07-16 2014-01-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) Method of flotation separation of black jack and copper mineral from iron sulphide

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Corin et al. The recovery of oxide copper minerals from a complex copper ore by sulphidisation
BR112015027415B1 (en) method for processing mineral material containing carbonate that consumes acid and precious metal in sulfide minerals
SU982810A1 (en) Sulphide ore concentration method
CN101602554A (en) Polymetallic copper-lead-zinc ores in high altitude areas beneficiation wastewater is administered and reuse method
SU727117A3 (en) Method of sulfide lead-containing ore enrichment
CN113042216B (en) Flotation separation method for carbonaceous lead sulfide zinc minerals
SU837310A3 (en) Method of separating sulfide copper-molybdenum products
CN103433142A (en) Flotation method for micro-fine particle complicated jamesonite
CN107282313A (en) Separation inhibitor for galena and secondary copper minerals and application thereof
O'Connor et al. The use of dithiophosphates and dithiocarbamates for the flotation of arsenopyrite
CN115254395A (en) Method for separating arsenic and sulfur in zinc tailings
US1552936A (en) Concentration of ores
US2410021A (en) Flotation process
CN112474062A (en) Sphalerite inhibitor and application method thereof
CN107470033A (en) A kind of method polluted from Sources controlling zinc sulfide mineral and iron sulfide mineral flotation
Kolahdoozan et al. Bioflotation of the low grade Sarcheshmeh copper sulfide
CA3161475A1 (en) Arsenic removal from lead concentrate by ozone treatment and reverse flotation
KR930000864B1 (en) Method of concentration of zinc
US2381662A (en) Concentration of ores
SU1058136A1 (en) Collector for ore flotation
US3370704A (en) Metallic sulfide flotation process
RU2480290C1 (en) Method of dressing man-made mineral stock of nonferrous metals
RU2096091C1 (en) Flotation process for sulfide ores and concentrates containing faded ores, chalcopyrite, and pyrite
CN115228615A (en) Lead-zinc oxide ore separation method
US1691310A (en) Concentration of ores