RU2024321C1 - Method for flotation of complex ore - Google Patents
Method for flotation of complex oreInfo
- Publication number
- RU2024321C1 RU2024321C1 SU4882480A RU2024321C1 RU 2024321 C1 RU2024321 C1 RU 2024321C1 SU 4882480 A SU4882480 A SU 4882480A RU 2024321 C1 RU2024321 C1 RU 2024321C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- blowing agent
- sodium
- zinc
- consumption
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims description 41
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims abstract 5
- 229910017053 inorganic salt Inorganic materials 0.000 claims abstract 5
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims abstract 3
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 claims description 45
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 4
- 239000003607 modifier Substances 0.000 claims 1
- 125000002153 sulfur containing inorganic group Chemical group 0.000 claims 1
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 abstract description 16
- BNOODXBBXFZASF-UHFFFAOYSA-N [Na].[S] Chemical compound [Na].[S] BNOODXBBXFZASF-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 abstract 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 23
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 20
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 20
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 18
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 18
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 15
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 14
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 14
- 230000008569 process Effects 0.000 description 9
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 8
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 7
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 7
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 7
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 7
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 7
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 7
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 6
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L sodium thiosulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=S AKHNMLFCWUSKQB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 235000019345 sodium thiosulphate Nutrition 0.000 description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000001298 alcohols Chemical class 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 4
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 4
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 4
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N copper molybdenum Chemical compound [Cu].[Mo] WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- 239000010665 pine oil Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- QTWJRLJHJPIABL-UHFFFAOYSA-N 2-methylphenol;3-methylphenol;4-methylphenol Chemical compound CC1=CC=C(O)C=C1.CC1=CC=CC(O)=C1.CC1=CC=CC=C1O QTWJRLJHJPIABL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000008859 change Effects 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229930003836 cresol Natural products 0.000 description 2
- HPXRVTGHNJAIIH-UHFFFAOYSA-N cyclohexanol Chemical compound OC1CCCCC1 HPXRVTGHNJAIIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 2
- 150000002012 dioxanes Chemical class 0.000 description 2
- VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M disodium;sulfanide Chemical compound [Na+].[Na+].[SH-] VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 150000002148 esters Chemical class 0.000 description 2
- 150000002170 ethers Chemical class 0.000 description 2
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- MGADZUXDNSDTHW-UHFFFAOYSA-N 2H-pyran Chemical compound C1OC=CC=C1 MGADZUXDNSDTHW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ISWSIDIOOBJBQZ-UHFFFAOYSA-N Phenol Chemical compound OC1=CC=CC=C1 ISWSIDIOOBJBQZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000033558 biomineral tissue development Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 chalcosine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000009918 complex formation Effects 0.000 description 1
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 1
- 230000009878 intermolecular interaction Effects 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000002574 poison Substances 0.000 description 1
- 231100000614 poison Toxicity 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000002468 redox effect Effects 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003388 sodium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910001415 sodium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000005846 sugar alcohols Polymers 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 231100000167 toxic agent Toxicity 0.000 description 1
- 239000003440 toxic substance Substances 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых, в частности к процессу флотации полиметаллических руд, содержащих свинец, цинк, медь, молибден и др. The invention relates to mineral processing, in particular, to the flotation process of polymetallic ores containing lead, zinc, copper, molybdenum, etc.
Известно, что при флотационном процессе обогащения руд в качестве реагентов-вспенивателей используют обычно спирты или продукты, содержащие спирты, такие как сосновое масло, циклогексанол, крезол, реагент Т-66 и др. [1]. It is known that in the flotation process of ore dressing, alcohols or products containing alcohols, such as pine oil, cyclohexanol, cresol, T-66 reagent, etc., are usually used as blowing agents: [1].
Однако указанные вспениватели обладают рядом недостатков: дефицитность, высокая стоимость, низкая растворимость в воде, отсутствие отечественного производства, относительно невысокие технологические свойства, снижающие селективность процесса и извлечение ценных компонентов. However, these blowing agents have several disadvantages: scarcity, high cost, low solubility in water, lack of domestic production, relatively low technological properties that reduce the selectivity of the process and the extraction of valuable components.
Сосновое масло представляет собой прозрачную жидкость от светло-желтого до темно-желтого цвета. Недостатком соснового масла является дефицитность, высокая стоимость, низкая селективность действия и нерастворимость в воде (используется в виде эмульсии). Использование этого вспенивателя не позволяет получить достаточно высокие технологические показатели, т.е. извлечение и содержание ценных компонентов в концентратах. Циклогексанол и крезол, содержащие сильно токсичное вещество фенол, являются сильными ядами, поэтому эти вспениватели не применяются на обогатительных фабриках. Кроме того, указанные вспениватели также малоселективны. Вспениватель Т-66 содержит одно- и многоатомные спирты пиринового и диоксанового ряда, простые эфиры, легколетучие компоненты, при следующем соотношении компонентов, мас.%: спирты около 60; простые эфиры 20-25; легколетучие - остальное. Недостатком этого вспенивателя является недостаточно высокие вспенивающие способности и поэтому для флотации требуется большой расход (0,1-0,15 кг/т), что также влечет к нарушению селективности процесса и снижению извлечения при разделении ценных компонентов. Pine oil is a clear liquid from light yellow to dark yellow. The disadvantage of pine oil is scarcity, high cost, low selectivity and insolubility in water (used in the form of an emulsion). The use of this blowing agent does not allow to obtain sufficiently high technological indicators, i.e. extraction and content of valuable components in concentrates. Cyclohexanol and cresol, which contain the highly toxic substance phenol, are strong poisons, so these blowing agents are not used in enrichment plants. In addition, these blowing agents are also poorly selective. Foaming agent T-66 contains monohydric and polyhydric alcohols of the pyrine and dioxane series, ethers, volatile components, in the following ratio of components, wt.%: Alcohols about 60; ethers 20-25; volatile - the rest. The disadvantage of this blowing agent is not enough high blowing ability and therefore, flotation requires a large flow rate (0.1-0.15 kg / t), which also leads to a violation of the selectivity of the process and reduce recovery during the separation of valuable components.
Известен способ флотации полиметаллических руд, включающий введение в пульпу реагента Т-80, который успешно используется в последнее время вместо реагента Т-66 [2]. Реагент Т-80 получают из Т-66 путем отгонки легких фракций (1, 2, 3, 4) состоит из фракций 5, 6, 7, 8 и содержит одно- и двухвалентные спирты пиранового и диоксанового рядов, их сложные эфиры и легколетучие компоненты. Недостатками вспенивателя Т-80 являются слабая растворимость в воде и недостаточно высокие вспенивающие способности. Вследствие этого реагент Т-80 применяется при флотации в виде водной эмульсии или в нерастворенном виде, что ведет к сравнительно большому расходу указанного вспенивателя. Так, по данным работы обогатительных фабрик и по проведенным нами флотационным опытам, применяют Т-80 при расходе 0,10-0,16 кг/т, в зависимости от вида используемой руды. Достаточно высокий расход вспенивателя ведет к нарушению селективности процесса и последующему снижению извлечения ценных компонентов при их селекции. Так, по данным работы Карагайлинской О.Ф., извлечение свинца в свинцовый концентрат составляет 77,7% при массовой доли 47% и массовой доли цинка более 6%, а извлечение цинка в цинковый концентрат составляет 60,6% при массовой доли 47%. A known method of flotation of polymetallic ores, including the introduction of a reagent T-80 into the pulp, which has been successfully used recently instead of a reagent T-66 [2]. The reagent T-80 is obtained from T-66 by distillation of light fractions (1, 2, 3, 4) consists of
Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности является способ флотации сульфидных руд, включающий введение в пульпу вспенивателя в виде смеси Т-80 и кальцинированной соды [3]. Недостатком известного способа является то, что в данной смеси происходит слабое химическое взаимодействие Т-80 с ионами натрия, а ионы СО3 2- не участвуют в химическом взаимодействии с указанным вспенивателем. Причиной слабого химического взаимодействия является то, что ионы СО3 2- не способны проявлять окислительно-восстановительные свойства. В данном случае растворение вспенивателя в основном идет за счет повышения рН раствора. Вследствие неполного растворения Т-80 в растворе кальцинированной соды наблюдается расслоение приготовленной смеси при стоянии. Указанные недостатки ведут к повышению расхода вспенивателя при флотационном процессе и снижению технологических показателей.Closest to the proposed technical essence is a method of flotation of sulfide ores, including the introduction into the pulp of a blowing agent in the form of a mixture of T-80 and soda ash [3]. The disadvantage of this method is that in this mixture there is a weak chemical interaction of T-80 with sodium ions, and CO 3 2- ions do not participate in chemical interaction with the specified blowing agent. The reason for the weak chemical interaction is that CO 3 2- ions are not able to exhibit redox properties. In this case, the dissolution of the blowing agent is mainly due to an increase in the pH of the solution. Due to the incomplete dissolution of T-80 in a solution of soda ash, separation of the prepared mixture is observed when standing. These shortcomings lead to an increase in the consumption of blowing agent during the flotation process and to a decrease in technological parameters.
Целью изобретения является создание вспенивателя, характеризуемого высокими флотационными свойствами, которые способствуют снижению расхода пенообразователя, повышению извлечения и содержания ценных компонентов в концентраты. The aim of the invention is the creation of a blowing agent, characterized by high flotation properties, which help to reduce the consumption of foaming agent, increase the extraction and content of valuable components in concentrates.
Достигается это тем, что пульпу обрабатывают реагентом-вспенивателем, представляющим собой смесь вспенивателя Т-80 с водными растворами натриевых серосодержащих неорганических солей: сернистый натрий (Na2S), сульфат натрия (Na2SO4), сульфит натрия (Na2SO3), тиосульфат натрия (Na2S2O3).This is achieved in that the pulp is treated with a blowing agent, which is a mixture of T-80 blowing agent with aqueous solutions of sodium sulfur-containing inorganic salts: sodium sulfide (Na 2 S), sodium sulfate (Na 2 SO 4 ), sodium sulfite (Na 2 SO 3 ), sodium thiosulfate (Na 2 S 2 O 3 ).
Известно, что пенообразующие вещества являются гетерополярными соединениями, у которых одна часть молекулы является аполярной, а другая полярной. От соотношения полярной и аполярной части пенообразователя зависит структура пены, т.е. размер, количество и устойчивость воздушных пузырьков. Если вспениватель сильно аполярный, т.е. слабо растворим в воде, то образуются мелкие пузырьки, обладающие большой поверхностью и находящиеся в пульпе значительное время, которые практически не выносят минеральные зерна даже средней крупности на поверхность, что снижает эффективность флотационного процесса. It is known that foaming agents are heteropolar compounds in which one part of the molecule is apolar and the other polar. The foam structure depends on the ratio of the polar and apolar parts of the foaming agent, i.e. size, quantity and stability of air bubbles. If the blowing agent is highly apolar, i.e. slightly soluble in water, then small bubbles are formed that have a large surface and are in the pulp for a considerable time, which practically do not carry mineral grains even of medium size to the surface, which reduces the efficiency of the flotation process.
Реагенты Т-66 и Т-80, являясь аполярными соединениями, слабо растворяются в воде, поэтому используются при флотации в виде водной эмульсии или в нерастворенном виде, что ведет к большому расходу их и соответственно к образованию плотной сильно устойчивой пены, отрицательно влияющей на селективность флотационного процесса, что ведет к снижению извлечения и массовой доли полезных компонентов в концентратах. The reagents T-66 and T-80, being apolar compounds, are slightly soluble in water, therefore, they are used in flotation in the form of an aqueous emulsion or in undissolved form, which leads to their high consumption and, accordingly, to the formation of a dense, highly stable foam, which negatively affects the selectivity flotation process, which leads to a decrease in the extraction and mass fraction of useful components in concentrates.
При введении в реагент-пенообразователь Т-80 водных растворов натриевых серосодержащих неорганических солей происходит химическая реакция взаимодействия, при которой входящие в состав вспенивателя Т-80, спирты и их эфиры будут находиться в растворе в виде органических натриевых соединений, которые более диссоциированы, что обусловливает изменение соотношения аполярной и полярной части. При этом в образованной смеси происходит сдвиг в сторону полярности, за счет этого вспениватель лучше растворяется в воде, что обусловливает изменение структуры пены, т.е. достигается оптимальное пенообразование и ее минерализация, способствующая не только снижению расхода реагента на 40-50%, но и повышению технологических показателей, особенно при селективном разделении концентратов. When aqueous solutions of sodium sulfur-containing inorganic salts are introduced into the T-80 foaming agent, a chemical reaction occurs in which the T-80 foaming agent, alcohols and their esters are in solution in the form of organic sodium compounds, which are more dissociated, which causes a change in the ratio of the apolar and polar parts. At the same time, a shift towards polarity occurs in the formed mixture, due to this, the blowing agent dissolves better in water, which causes a change in the structure of the foam, i.e. optimal foaming and its mineralization are achieved, which contributes not only to a reduction in reagent consumption by 40-50%, but also to an increase in technological parameters, especially with selective separation of concentrates.
Кроме того, межмолекулярное взаимодействие вспенивателя Т-80 и натриевых серосодержащих солей способствуют комплексообразованию, которое повышает эффект гидрофобизации поверхности сульфидных минералов, что также способствует снижению расхода вспенивателя и повышению извлечения и массовой доли ценных компонентов в концентратах. In addition, the intermolecular interaction of the T-80 blowing agent and sodium sulfur-containing salts contribute to complex formation, which increases the effect of hydrophobization of the surface of sulfide minerals, which also helps to reduce the blowing agent consumption and increase the extraction and mass fraction of valuable components in concentrates.
П р и м е р 1. Полиметаллическая свинцово-цинковая руда Карагайлинского месторождения (массовая доля свинца 1,02%, цинка 0,85%) измельчается в шаровой мельнице до крупности 80% класса минус 71 мкм. Во флотомашинке объемом 1 л проводят коллективную свинцово-цинковую флотацию с последующей селекцией. Реагентный режим сульфидной флотации. Основная коллективная свинцово-цинковая флотация: медный купорос 90 г/т; бутиловый ксантогенат 75 г/т; предлагаемый вспениватель - переменный расход. Контрольная флотация: бутиловый ксантогенат 10 г/т; предлагаемый вспениватель - переменный расход. Одна перечистка коллективного концентрата без реагентов. PRI me
Десорбция: активированный уголь 140 г/т руды, сернистый натрий 550 г/т руды. Отмывка и сгущение коллективного концентрата до плотности 60-65%. Основная свинцовая флотация: ZnSO4 350 г/т руды, предлагаемый вспениватель 3 г/т руды. 1 контрольная свинцовая флотация: ZnSO4 150 г/т питания, бутиловый ксантогенат 2 г/т, предлагаемый вспениватель - переменный расход.Desorption: activated carbon 140 g / t ore, sodium sulfide 550 g / t ore. Washing and thickening the collective concentrate to a density of 60-65%. Basic lead flotation: ZnSO 4 350 g / t of ore, frother proposed 3 g / t ore. 1 control lead flotation: ZnSO 4 150 g / t feed, butyl xanthate 2 g / t, the proposed blowing agent is a variable flow rate.
Вторая контрольная свинцовая флотация и три перечистки свинцового концентрата без реагентов. Цинковая флотация - плотность 40-45%; медный купорос 250 г/т; бутиловый ксантогенат 5 г/т; предлагаемый вспениватель 20 г/т. Контрольная и три перечистки цинкового концентрата без реагентов. The second control lead flotation and three purifications of lead concentrate without reagents. Zinc flotation - density 40-45%; copper sulfate 250 g / t; butyl xanthate 5 g / t; the proposed blowing agent is 20 g / t. Control and three purifications of zinc concentrate without reagents.
Предлагаемая смесь готовится следующим образом. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 1%-ного водного раствора сернистого натрия (Na2S) при соотношении 1:1. Расход 0,06 кг/т. Берут 1 г Т-80 и растворяют в 100 мл 0,01%-ного раствора сернистого натрия, содержащегося в сливе десорбции коллективного концентрата фабрики (соотношение 1:0,01). Расход 0,06 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 5%-ного раствора сернистого натрия (соотношение 1:5). Расход 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 10%-ного раствора сернистого натрия (соотношение 1:10). Расход - 0,07 кг/т.The proposed mixture is prepared as follows. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 1% aqueous solution of sodium sulfide (Na 2 S) at a ratio of 1: 1. Consumption 0.06 kg / t. Take 1 g of T-80 and dissolve in 100 ml of a 0.01% solution of sodium sulfide contained in the desorption plum of the collective concentrate of the factory (ratio 1: 0.01). Consumption 0.06 kg / t. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of 5% sodium sulfide solution (1: 5 ratio). Consumption 0.07 kg / t. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 10% solution of sodium sulfide (ratio 1:10). Consumption - 0.07 kg / t.
Для сопоставления полученных данных по предлагаемому способу проводят флотационные опыты с реагентом-вспенивателем по известному способу. To compare the data obtained by the proposed method carry out flotation experiments with a reagent-blowing agent by a known method.
Берут 12,5 г реагента Т-80 и добавляют 125 мл 10% (12,5 г) раствора кальцинированной соды. Соотношение Т-80: кальцинированная сода 1:1. Take 12.5 g of reagent T-80 and add 125 ml of a 10% (12.5 g) solution of soda ash. The ratio of T-80: soda ash 1: 1.
Приготовленную смесь перемешивают при комнатной температуре и подают во флотационный процесс. The prepared mixture is stirred at room temperature and fed into the flotation process.
Результаты флотационных опытов приведены в табл. 1. The results of flotation experiments are given in table. 1.
Из данных табл. 1 видно, что с использованием предлагаемого вспенивателя (смесь Т-80 и сернистый натрий) извлечение свинца в свинцовый концентрат составляет 82,51-83,26% при массовой доле 47,7-51,0%, при этом массовая доля цинка в нем составляет 4,5-5,0%, а извлечение цинка в цинковый концентрат - 83,62-84,0% при массовой доле 49,0-50,3%. From the data table. 1 shows that using the proposed blowing agent (a mixture of T-80 and sodium sulfide), the extraction of lead in lead concentrate is 82.51-83.26% with a mass fraction of 47.7-51.0%, while the mass fraction of zinc in it amounts to 4.5-5.0%, and the extraction of zinc in zinc concentrate is 83.62-84.0% with a mass fraction of 49.0-50.3%.
С применением известного вспенивателя извлечение в одноименные концентраты свинца - 80,4% при массовой доле 48,2% с массовой долей цинка 5,0% , а извлечение цинка 79,1% при массовой доле 48,8%. Using a well-known blowing agent, the lead extraction in the concentrates of the same name is 80.4% with a mass fraction of 48.2% with a mass fraction of zinc of 5.0%, and the extraction of zinc is 79.1% with a mass fraction of 48.8%.
П р и м е р 2. Для флотации используют медно-цинковую смешанную руду с массовой долей меди 1,21%, цинка 2,85%. Медь в основном представлена халькопиритом, цинк - сфалеритом. Измельчение проводится в шаровой мельнице до 70% класса, минус 0,074 мкм. Во флотомашинке емкостью 1 л проводят флотацию по схеме прямой селективной флотации с последовательным выделением медного и цинкового концентратов. PRI me
Реагентный режим: в измельчение - известь 130 г/м3 CaO; сернистый натрий 90 г/т; цинковый купорос 200 г/т; сульфат натрия 200 г/т.Reagent mode: in grinding - lime 130 g / m 3 CaO; sodium sulfide 90 g / t; zinc sulfate 200 g / t; sodium sulfate 200 g / t.
Медная флотация: основная - известь 200 г/м3 СаО; бутиловый ксантогенат - 90 г/т. Предлагаемый вспениватель - переменный расход; контрольная - бутиловый ксантогенат 30 г/т; предлагаемый вспениватель - переменный расход.Copper flotation: basic - lime 200 g / m 3 CaO; butyl xanthate - 90 g / t. The proposed blowing agent is a variable flow rate; control - butyl xanthate 30 g / t; the proposed blowing agent is a variable flow rate.
Цинковая флотация: основная - известь 800 г/м3 СаО; медный купорос 400 г/т; бутиловый ксантогенат 50 г/т; предлагаемый вспениватель - переменный расход; контрольная - бутиловый ксантогенат 60 г/т; предлагаемый вспениватель - переменный расход.Zinc flotation: basic - lime 800 g / m 3 CaO; copper sulfate 400 g / t; butyl xanthate 50 g / t; the proposed blowing agent is a variable flow rate; control - butyl xanthate 60 g / t; the proposed blowing agent is a variable flow rate.
I и II перечистки медного и цинкового концентратов проводят без реагентов. I and II purifications of copper and zinc concentrates are carried out without reagents.
Предлагаемая смесь готовится следующим образом. The proposed mixture is prepared as follows.
Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 0,01%-ного водного раствора сульфата натрия (Na2SO4) при соотношении 1:0,01. Расход - 0,06 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 0,5%-ного раствора сульфата натрия при соотношении 1:0,5. Расход 0,06 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 2%-ного раствора сульфата натрия при соотношении 1:2. Расход 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 10%-ного раствора сульфата натрия, соотношение 1:10. Расход 0,09 кг/т.Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 0.01% aqueous solution of sodium sulfate (Na 2 SO 4 ) at a ratio of 1: 0.01. Consumption - 0.06 kg / t. Take 1 g of T-80 blowing agent and dissolve in 100 ml of a 0.5% sodium sulfate solution at a ratio of 1: 0.5. Consumption 0.06 kg / t. Take 1 g of T-80 blowing agent and dissolve in 100 ml of a 2% sodium sulfate solution at a ratio of 1: 2. Consumption 0.07 kg / t. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of 10% sodium sulfate solution, the ratio of 1:10. Consumption 0.09 kg / t.
Для сопоставления полученных данных по предлагаемому способу проводят флотационные опыты с реагентом-вспенивателем по известному способу, который готовят аналогично описанному в примере 1. To compare the data obtained by the proposed method conduct flotation experiments with a reagent-blowing agent according to the known method, which is prepared similarly to that described in example 1.
Результаты флотационных опытов приведены в табл. 2. The results of flotation experiments are given in table. 2.
Из данных табл. 2 видно, что с применением предлагаемого вспенивателя смесь Т-80 и сульфата натрия извлечение меди в одноименные концентраты составляет 84,9-85,9% при массовой доле 24,7-25,06%, а извлечение цинка составляет 77,8-79,1% при массовой доле 54,6-55,6%. From the data table. 2 shows that using the proposed blowing agent, a mixture of T-80 and sodium sulfate, the extraction of copper in the concentrates of the same name is 84.9-85.9% with a mass fraction of 24.7-25.06%, and the extraction of zinc is 77.8-79 , 1% with a mass fraction of 54.6-55.6%.
С применением известного вспенивателя извлечение в одноименные концентраты меди составляет 81,4% при массовой доле 24,0%, цинка 74,7% при массовой доле 49,5%. Using a known blowing agent, the extraction of copper concentrates of the same name is 81.4% with a mass fraction of 24.0%, zinc 74.7% with a mass fraction of 49.5%.
П р и м е р 3. Для флотации берут сульфидную медно-молибденовую руду Балхашского месторождения с массовой долей меди 0,49%, молибдена 0,052%. Медь представлена халькопиритом, халькозином, борнитом, молибденитом. Пустая порода представлена кварцем, полевым шпатом, серицитом и др. PRI me
Измельчение проводят в шаровой мельнице до 62% содержания класса минус 0,074 мм. Во флотомашинке емкостью 1 л проводят коллективную медно-молибденовую флотацию с последовательным выделением медного и молибденового концентратов. Grinding is carried out in a ball mill up to 62% of the grade content minus 0.074 mm. Collective copper-molybdenum flotation with sequential separation of copper and molybdenum concentrates is carried out in a 1-liter flotation machine.
Флотацию проводят по условию реагентного режима Балхашской ОФ, перерабатывающей медно-молибденовую руду, где в качестве вспенивателя используют предлагаемую смесь Т-80 в растворах сульфита натрия (Na2SO3) или тиосульфата натрия (Na2S2O3), при переменных соотношениях и расходах.Flotation is carried out under the condition of the reagent regime of the Balkhash processing plant processing copper-molybdenum ore, where the proposed mixture of T-80 in solutions of sodium sulfite (Na 2 SO 3 ) or sodium thiosulfate (Na 2 S 2 O 3 ) is used as a blowing agent, at variable ratios and costs.
Предлагаемая смесь готовится следующим образом. The proposed mixture is prepared as follows.
Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 0,01%-ного раствора сульфита натрия (Na2SO3), соотношение 1:0,01. Расход - 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 0,6%-ного раствора сульфита натрия, соотношение 1: 0,6. Расход - 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 2% -ного раствора сульфита натрия, соотношение 1:2. Расход - 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 10% -ного раствора сульфита натрия, соотношение 1:10. Расход 0,09 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 0,01%-ного раствора тиосульфата натрия (Na2S2O3), cоотношение, 1:0,01. Расход - 0,07 кг/т. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 2%-ного раствора тиосульфата натрия, соотношение 1:2. Расход - 0,08 кг. Берут 1 г вспенивателя Т-80 и растворяют в 100 мл 10%-ного раствора тиосульфата натрия, соотношение 1:10. Расход - 0,09 кг.Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 0.01% solution of sodium sulfite (Na 2 SO 3 ), a ratio of 1: 0.01. Consumption - 0.07 kg / t. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 0.6% sodium sulfite solution, a ratio of 1: 0.6. Consumption - 0.07 kg / t. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 2% solution of sodium sulfite, the ratio of 1: 2. Consumption - 0.07 kg / t. Take 1 g of blowing agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 10% solution of sodium sulfite, the ratio of 1:10. Consumption 0.09 kg / t. Take 1 g of blowing agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 0.01% solution of sodium thiosulfate (Na 2 S 2 O 3 ), ratio, 1: 0.01. Consumption - 0.07 kg / t. Take 1 g of T-80 blowing agent and dissolve in 100 ml of a 2% sodium thiosulfate solution, 1: 2 ratio. Consumption - 0.08 kg. Take 1 g of foaming agent T-80 and dissolve in 100 ml of a 10% solution of sodium thiosulfate, the ratio of 1:10. Consumption - 0.09 kg.
Для сопоставления полученных данных по предлагаемому способу проводят флотационные опыты с реагентом-вспенивателем по известному способу, который готовят аналогично вышеописанному. To compare the data obtained by the proposed method conduct flotation experiments with a reagent-blowing agent according to the known method, which is prepared similarly to the above.
Результаты флотационных опытов приведены в табл. 3. The results of flotation experiments are given in table. 3.
Из данных табл. 3 видно, что с применением предлагаемого вспенивателя (смесь Т-80 и сульфит натрия, смесь Т-80 и тиосульфат натрия) извлечение в одноименные концентраты меди составляет 86,9-88,1% при массовой доле 19,1-21,1% , извлечение молибдена составляет 65,8-69,2% при массовой доле 49,5-50,5%. From the data table. 3 shows that using the proposed blowing agent (a mixture of T-80 and sodium sulfite, a mixture of T-80 and sodium thiosulfate), the extraction of copper concentrates of the same name is 86.9-88.1% with a mass fraction of 19.1-21.1% molybdenum recovery is 65.8-69.2% with a mass fraction of 49.5-50.5%.
С применением известного вспенивателя извлечение в одноименные концентраты меди составляет 80,4% при массовой доле 20,1%, а извлечение молибдена составляет 62,0% при массовой доле 40,3%. Using a known blowing agent, the extraction in the concentrates of the same name of copper is 80.4% with a mass fraction of 20.1%, and the extraction of molybdenum is 62.0% with a mass fraction of 40.3%.
Из приведенных в таблицах 1, 2 и 3 результатов следует, что с использованием предлагаемого вспенивателя в виде смеси Т-80 с водными растворами натриевых серосодержащих неорганических солей (Na2S, Na2SO4, Na2SO3 и Na2S2O3) среднее извлечение в одноименные концентраты возрастает: свинца на 2,6% ; цинка на 4,7-3,8%; меди 3,9-7,15%; молибдена на 5,6%. Расход предлагаемого вспенивателя сокращается на 40-50%.From the results shown in tables 1, 2 and 3, it follows that using the proposed blowing agent in the form of a mixture of T-80 with aqueous solutions of sodium sulfur-containing inorganic salts (Na 2 S, Na 2 SO 4 , Na 2 SO 3 and Na 2 S 2 O 3 ) the average recovery in concentrates of the same name increases: lead by 2.6%; zinc by 4.7-3.8%; copper 3.9-7.15%; molybdenum by 5.6%. The consumption of the proposed blowing agent is reduced by 40-50%.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU4882480 RU2024321C1 (en) | 1990-11-13 | 1990-11-13 | Method for flotation of complex ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU4882480 RU2024321C1 (en) | 1990-11-13 | 1990-11-13 | Method for flotation of complex ore |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2024321C1 true RU2024321C1 (en) | 1994-12-15 |
Family
ID=21545230
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU4882480 RU2024321C1 (en) | 1990-11-13 | 1990-11-13 | Method for flotation of complex ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2024321C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2343987C1 (en) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of floatation dressing of current tailings obtained by flushing of polymetallic or copper-zinc sulfide ores |
| RU2343986C1 (en) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of floatation dressing of aged tailings of polymetallic or copper-zinc sulfide ores |
| RU2400308C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет - УПИ имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Procedure for flotation of poly-metallic sulphide ore |
| RU2613687C1 (en) * | 2015-12-30 | 2017-03-21 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for enrichment polymetallic ores containing nickel, copper and iron sulfide minerals |
-
1990
- 1990-11-13 RU SU4882480 patent/RU2024321C1/en active
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 1390862, кл. B 03D 1/18, 1986. * |
| Богданов О.С. Теория и технология флотации руд. М.: Недра, 1980, с.52-54. * |
| Флотационные свойства реагентов Т-66, Т-80 и Т-81. Цветная металлургия, 1981, к.18, с.12-14. * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2343987C1 (en) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of floatation dressing of current tailings obtained by flushing of polymetallic or copper-zinc sulfide ores |
| RU2343986C1 (en) * | 2007-04-04 | 2009-01-20 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method of floatation dressing of aged tailings of polymetallic or copper-zinc sulfide ores |
| RU2400308C1 (en) * | 2009-03-10 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет - УПИ имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Procedure for flotation of poly-metallic sulphide ore |
| RU2613687C1 (en) * | 2015-12-30 | 2017-03-21 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for enrichment polymetallic ores containing nickel, copper and iron sulfide minerals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2145262C1 (en) | Composition of foaming agent activator | |
| US4880529A (en) | Separation of polymetallic sulphides by froth flotation | |
| US5962828A (en) | Enhanced flotation reagents for beneficiation of phosphate ores | |
| US4324653A (en) | Process for the treatment of phosphate ores with silico-carbonate gangue | |
| RU2024321C1 (en) | Method for flotation of complex ore | |
| US4600505A (en) | Single float step phosphate ore beneficiation | |
| US4462898A (en) | Ore flotation with combined collectors | |
| US4136019A (en) | Production of high purity fluorspar and barite concentrates from a complex fluorspar ore | |
| RU2048922C1 (en) | Method of selective flotation of finely dispersed ores | |
| US4416770A (en) | Selective mineral recovery | |
| US3768738A (en) | Flotation of arsenic minerals from borate ores | |
| US4588498A (en) | Single float step phosphate ore beneficiation | |
| CA1162663A (en) | Process for separating copper and iron minerals from molybdenite | |
| RU2088339C1 (en) | Method of dressing of tungsten-containing ores | |
| RU2248248C1 (en) | Method for flotation separation of sulfides | |
| US4466886A (en) | Froth flotation method for recovering minerals | |
| Shungu et al. | Recent trends in the Gecamines Copper-Cobalt flotation plants | |
| RU2046672C1 (en) | Bulk copper-zinc pyrite-containing concentrate floatation separation method | |
| RU2060056C1 (en) | Method for flotation of copper-zinc sulfide ores containing noble metals | |
| US4090867A (en) | Flotation of non-sulphide copper ores | |
| RU2034664C1 (en) | Method for flotation of sulfide zinc bearing ores | |
| CA1118917A (en) | Froth flotation of zinc sulfide | |
| SU1627256A1 (en) | Method for flotation of cassiterite | |
| RU2048924C1 (en) | Method of flotation concentration of copper-containing ore | |
| RU2096091C1 (en) | Flotation process for sulfide ores and concentrates containing faded ores, chalcopyrite, and pyrite |