RU2823327C1 - Method of flotation of iron-containing material (versions) - Google Patents
Method of flotation of iron-containing material (versions) Download PDFInfo
- Publication number
- RU2823327C1 RU2823327C1 RU2023135889A RU2023135889A RU2823327C1 RU 2823327 C1 RU2823327 C1 RU 2823327C1 RU 2023135889 A RU2023135889 A RU 2023135889A RU 2023135889 A RU2023135889 A RU 2023135889A RU 2823327 C1 RU2823327 C1 RU 2823327C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- collector
- ore
- silicate
- added
- Prior art date
Links
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 125
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 49
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 111
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title abstract description 55
- 239000000463 material Substances 0.000 title abstract description 25
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 41
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 12
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 claims abstract description 11
- DHMQDGOQFOQNFH-UHFFFAOYSA-M Aminoacetate Chemical compound NCC([O-])=O DHMQDGOQFOQNFH-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 7
- -1 alkyl xanthate Chemical compound 0.000 claims description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 claims description 9
- YIWUKEYIRIRTPP-UHFFFAOYSA-N 2-ethylhexan-1-ol Chemical compound CCCCC(CC)CO YIWUKEYIRIRTPP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- WVYWICLMDOOCFB-UHFFFAOYSA-N 4-methyl-2-pentanol Chemical compound CC(C)CC(C)O WVYWICLMDOOCFB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 36
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 12
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 11
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 10
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 10
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 239000010703 silicon Substances 0.000 abstract description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 abstract description 2
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 13
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 12
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 10
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 10
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 6
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 6
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 6
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 5
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 description 5
- 229920001218 Pullulan Polymers 0.000 description 4
- 239000004373 Pullulan Substances 0.000 description 4
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 4
- 235000019423 pullulan Nutrition 0.000 description 4
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- WTDRDQBEARUVNC-UHFFFAOYSA-N L-Dopa Natural products OC(=O)C(N)CC1=CC=C(O)C(O)=C1 WTDRDQBEARUVNC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MHUWZNTUIIFHAS-CLFAGFIQSA-N dioleoyl phosphatidic acid Chemical compound CCCCCCCC\C=C/CCCCCCCC(=O)OCC(COP(O)(O)=O)OC(=O)CCCCCCC\C=C/CCCCCCCC MHUWZNTUIIFHAS-CLFAGFIQSA-N 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 2
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 description 2
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 2
- 229960004502 levodopa Drugs 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 239000011044 quartzite Substances 0.000 description 2
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N sulfur dioxide Inorganic materials O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 2
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 2
- ZRJOUVOXPWNFOF-UHFFFAOYSA-N 3-dodecoxypropan-1-amine Chemical compound CCCCCCCCCCCCOCCCN ZRJOUVOXPWNFOF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000004075 alteration Effects 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 125000004432 carbon atom Chemical group C* 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 1
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 125000004435 hydrogen atom Chemical group [H]* 0.000 description 1
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical class [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Abstract
Description
Область техникиTechnical field
Настоящее изобретение относится, к области разделения минералов, в частности, касается процесса флотации для снижения массовой доли пустой породы в железосодержащем материале и повышения содержания доли железа.The present invention relates to the field of mineral separation, in particular, to a flotation process for reducing the mass fraction of gangue in an iron-containing material and increasing the iron content.
Уровень техникиState of the art
Известен способ селективной флотации сульфидных руд, включающий измельчение исходного материала, кондиционирование его с коллектором и пенообразователем, разделение кондиционированного материала на пенный и камерный продукты, отличающийся тем, что для отделения минералов, содержащих медь и/или серебро, и/или для отделения предварительно активированных цинковых сульфидных минералов от других сульфидов в качестве коллектора вводят эффективное количество одного или более коллекторов, имеющих формулуThere is a known method for selective flotation of sulfide ores, including grinding the source material, conditioning it with a collector and a foaming agent, separating the conditioned material into foam and chamber products, characterized in that for the separation of minerals containing copper and/or silver, and/or for the separation of pre-activated zinc sulfide minerals from other sulfides as a collector, an effective amount of one or more collectors having the formula
где один из R и R1 алкильная группа с 1 9 углеродными атомами, а другой водород; R2 и R3 водород; М H, Na, K, Li, Cs или NH4 (RU 2102154 C1, опубл. 20.01.1998). where one of R and R is an alkyl group with 1 to 9 carbon atoms, and the other is hydrogen; R 2 and R 3 are hydrogen; M H, Na, K, Li, Cs or NH 4 (RU 2102154 C1, published 01/20/1998).
Проблемой известного аналога является то, что данным способом не представляется возможным удалить вредную примесь - кремний и добиться получения концентрата с большим содержанием массовой доли железа, приближенной к значениям массовых долей цветных металлов, получаемых в способе. The problem of the known analogue is that this method is not possible to remove a harmful impurity - silicon and achieve a concentrate with a high content of the mass fraction of iron, close to the values of the mass fractions of non-ferrous metals obtained in the method.
Наиболее близким аналогом является метод нормальной температурной обратной флотации железной руды без корректировки значения рН, который характеризуется тем, что в качестве собирателя используется додеканилоксипропиламин, в качестве ингибитора – пуллулан, а при естественном значении рН железорудной пульпы осуществляется обратная флотация железной руды при естественном значении рН железорудной пульпы, додецилоксипропиламин готовят в 0,2-5 % раствор ДОФА путем добавления воды, пуллулан добавляют с водой для приготовления раствора пуллулана с массовой концентрацией 0,2-2,5 % для использования, на тонну железной руды в качестве коллектора добавляют 100-500 г раствора ДОФА, раствор пуллулана добавляют в качестве ингибитора в количестве 100-1000 г на тонну железной руды. (CN 115228616 A, опубл. 25.10.2022).The closest analogue is the method of normal temperature reverse flotation of iron ore without adjusting the pH value, which is characterized by the fact that dodecanyloxypropylamine is used as a collector, pullulan is used as an inhibitor, and reverse flotation of iron ore is carried out at the natural pH value of the iron ore pulp. pulp, dodecyloxypropylamine is prepared in 0.2-5% DOPA solution by adding water, pullulan is added with water to prepare a pullulan solution with a mass concentration of 0.2-2.5% for use, per ton of iron ore as a collector add 100-500 g DOPA solution, pullulan solution is added as an inhibitor in an amount of 100-1000 g per ton of iron ore. (CN 115228616 A, published 10/25/2022).
Проблемой наиболее близкого аналога является то, что данным способом не представляется возможным удалить вредную примесь - серу и добиться получения концентрата с большим содержанием массовой доли железа, приближенной к значениям массовых долей цветных металлов, получаемых в способе. The problem of the closest analogue is that this method is not possible to remove a harmful impurity - sulfur and achieve a concentrate with a high content of the mass fraction of iron, close to the values of the mass fractions of non-ferrous metals obtained in the method.
Раскрытие сущности изобретенияDisclosure of the invention
Технической проблемой решаемой заявляемым изобретением, является устранение недостатков аналогов. The technical problem solved by the claimed invention is the elimination of the disadvantages of analogues.
Задачей заявляемого изобретения является создание способа флотации железистых кварцитов, обеспечивающего повышение качества полученного концентра. The objective of the claimed invention is to create a method for flotation of ferruginous quartzites, ensuring improved quality of the resulting concentrate.
Технический результат заявляемого изобретения заключается в создание способа флотации железистых кварцитов, обеспечивающего повышение качества полученного концентрата за счет повышения массовой доли железа в полученном концентрате и сокращения в нем массовой доли серы и кремния.The technical result of the claimed invention is to create a method for flotation of ferruginous quartzites, which improves the quality of the resulting concentrate by increasing the mass fraction of iron in the resulting concentrate and reducing the mass fraction of sulfur and silicon in it.
Указанный технический результат в первом аспекте изобретения достигается тем, что способ флотации железистых кварцитов включает сульфидную флотацию и последующую силикатную флотацию, согласно изобретению силикатную флотацию проводят в щелочной среде с водородным показателем рН, находящимся в диапазоне 9,0-11,0, а собиратель добавляют в количестве 50-200 г/т руды, при этом перед силикатной флотацией осуществляют стадийную сульфидную флотацию, на первую стадию которой добавляют 400…500 г/т руды собирателя, на последующих стадиях добавляют 50-130 г/т руды собирателя, при этом на первую или на первую и вторую стадии добавляют 5…20 г/т руды пенообразователя, причем в качестве собирателя при сульфидной флотации применяют алкилксантогенатный собиратель в качестве собирателя, а при силикатной флотации используют собиратель из смеси аминов, включающей не менее 85 % аминоацетата. The specified technical result in the first aspect of the invention is achieved by the fact that the method of flotation of ferruginous quartzites includes sulfide flotation and subsequent silicate flotation; according to the invention, silicate flotation is carried out in an alkaline medium with a pH value in the range of 9.0-11.0, and a collector is added in an amount of 50-200 g/t of ore, while before silicate flotation staged sulfide flotation is carried out, at the first stage of which 400...500 g/t of collector ore is added, at subsequent stages 50-130 g/t of collector ore is added, while at in the first or first and second stages, 5...20 g/t of foaming agent ore is added, and in sulfide flotation an alkyl xanthate collector is used as a collector, and in silicate flotation a collector from a mixture of amines is used, including at least 85% aminoacetate.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения в качестве пенообразователя применяют 2-этилгексанол (Florrea 542G), метилизобутилкарбинол и другое.In one of the preferred embodiments of the invention, 2-ethylhexanol (Florrea 542G), methylisobutylcarbinol, and others are used as a foaming agent.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения при сульфидной флотации применяют модифицированный алкилксантогенатный собиратель Florrea 752, бутиловый ксантогенат калия и аналогичные.In one of the preferred embodiments of the invention, sulfide flotation uses a modified alkyl xanthate collector Florrea 752, potassium butyl xanthate and the like.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения в качестве собирателя из смеси аминов применяют Florrea 7775W.In one preferred embodiment of the invention, Florrea 7775W is used as a collector from a mixture of amines.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения на сульфидную флотацию подают пульпу, содержащую 25…40 мас. % железистых кварцитов и 60…75 мас. % воды.In one of the preferred embodiments of the invention, a pulp containing 25...40 wt. is supplied to sulfide flotation. % ferruginous quartzites and 60...75 wt. % water.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения перед сульфидной флотацией пульпу подвергают оттирке со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение не менее 2 мин.In one of the preferred embodiments of the invention, before sulfide flotation, the pulp is subjected to grinding at an impeller rotation speed of 800...1200 rpm for at least 2 minutes.
В ещё одном аспекте изобретения осуществляют способ по первому аспекту настоящего изобретения, при этом согласно изобретению сульфидную флотацию и силикатную флотацию производят со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение 2,2…7,8 мин, при этом осуществляют подачу воздуха в объеме не менее чем 0,02 л/с.In another aspect of the invention, the method according to the first aspect of the present invention is carried out, while according to the invention, sulfide flotation and silicate flotation are carried out at an impeller rotation speed of 800...1200 rpm for 2.2...7.8 minutes, while air is supplied to volume not less than 0.02 l/s.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения применяют железистые кварциты размером фракции не более 80 мкм, предпочтительно не более 50 мкм.In one of the preferred embodiments of the invention, ferruginous quartzites are used with a fraction size of no more than 80 microns, preferably no more than 50 microns.
В одном из предпочтительных вариантов изобретения в качестве железосодержащего материала применяют концентрат, полученный после магнитной сепарации.In one of the preferred embodiments of the invention, a concentrate obtained after magnetic separation is used as an iron-containing material.
В другом аспекте изобретения осуществляют способ флотации железистых кварцитов по первому или еще одному аспектам настоящего изобретения, при этом согласно изобретению хвосты от силикатной флотации в щелочной среде с водородным показателем рН, находящимся в диапазоне 9,0…11,0, подвергают флотации способом флотации со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение 2,2…7,8 мин, при этом осуществляют подачу воздуха в объеме не менее чем 0,02 л/с.In another aspect of the invention, a method for flotation of ferruginous quartzites is carried out according to the first or another aspect of the present invention, while according to the invention, tailings from silicate flotation in an alkaline environment with a pH value in the range of 9.0...11.0 are subjected to flotation using a flotation method with impeller rotation speed 800...1200 rpm for 2.2...7.8 minutes, while supplying air in a volume of at least 0.02 l/s.
Осуществление изобретенияCarrying out the invention
После обогащения железосодержащего материала, например, железистых кварцитов, методом магнитной сепарации получают железорудный концентрат данного состава:After enriching iron-containing material, for example, ferruginous quartzites, an iron ore concentrate of this composition is obtained by magnetic separation:
Fe: 65-69 %Fe: 65-69%
SiO2: 3-7 %SiO 2 : 3-7%
S: 0,2-0,6 %S: 0.2-0.6%
В полученном после сепарации железосодержащем материале железо содержится в форме оксидов, соответственно оставшаяся массовая доля принадлежит кислороду, в частности с неизбежными примесями.In the iron-containing material obtained after separation, iron is contained in the form of oxides; accordingly, the remaining mass fraction belongs to oxygen, in particular with inevitable impurities.
Так как данный железосодержащий материал предназначен для доменной плавки в составе окатышей и агломерата, к его качеству имеются повышенные требования. Снижение массовой доли пустой породы в железосодержащем материале и повышение содержания железа приводит к снижению расхода кокса и шлакообразующих добавок, что положительно влияет на технико-экономические показатели процесса. Since this iron-containing material is intended for blast furnace smelting as part of pellets and sinter, there are increased requirements for its quality. A decrease in the mass fraction of waste rock in an iron-containing material and an increase in iron content leads to a decrease in the consumption of coke and slag-forming additives, which has a positive effect on the technical and economic indicators of the process.
Методом магнитной сепарации дополнительно обогатить данный железосодержащий материал, уже прошедший её, не представляется возможным, так как в минералах железа присутствует кварцит в виде вкраплений в частицах. В связи с этим, в процессе магнитной сепарации оставшаяся часть пустой породы неизбежно переходит в магнитный продукт.It is not possible to further enrich this iron-containing material that has already undergone magnetic separation using the magnetic separation method, since iron minerals contain quartzite in the form of inclusions in particles. In this regard, during the process of magnetic separation, the remaining part of the waste rock inevitably turns into a magnetic product.
Способ решения данной проблемы – использование технологии флотационного обогащения, основанной на разделении минералов за счет их различающейся способности смачиваться водой. Гидрофобные (плохо смачиваемые водой) частицы минералов избирательно закрепляются на границе раздела фаз, обычно газа и воды, и отделяются от гидрофильных (хорошо смачиваемых водой) частиц. При флотации пузырьки газа прилипают к плохо смачиваемым водой частицам и поднимают их к поверхности. Для регулировки процесса флотации используют различные реагенты – собиратели, пенообразователи, депрессоры.A way to solve this problem is to use flotation enrichment technology, based on the separation of minerals due to their differing ability to be wetted by water. Hydrophobic (poorly water-wettable) mineral particles are selectively fixed at the interface between phases, usually gas and water, and are separated from hydrophilic (well water-wettable) particles. During flotation, gas bubbles adhere to particles that are poorly wetted by water and lift them to the surface. To regulate the flotation process, various reagents are used - collectors, foaming agents, depressants.
Предлагается способ флотации железосодержащего материала по первому аспекту настоящего изобретения, включающий сульфидную флотацию и последующую силикатную флотацию. По меньшей мере на первой стадии сульфидной флотации добавляют 5…20 г/т руды пенообразователя и 400…500 г/т руды собирателя, на последующих стадиях добавляют 50…130 г/т руды собирателя. Предел на первой или первых стадиях сульфидной флотации собирателя менее 400 г/т руды приводит к тому, что минералы серы не в полной мере переходят в пенный продукт, предел пенообразователя менее 5г/т руды приводит к сниженному пенообразованию, при это образованная пена не позволяет захватить и удерживать все частицы серы, которые перешли в пенный продукт. Предел собирателя более 500 г/т руды и/или пенообразователя более 20 г/т руды приводит к большому пенообразованию, переходу в пену минерала железа, что приводит к его потери и нарушению процесса съема пены.A method for flotation of iron-containing material according to the first aspect of the present invention is provided, comprising sulfide flotation and subsequent silicate flotation. At least at the first stage of sulfide flotation, 5...20 g/t of foaming agent ore and 400...500 g/t of collector ore are added, at subsequent stages 50...130 g/t of collector ore are added. A limit at the first or first stages of sulfide flotation of a collector of less than 400 g/t of ore leads to the fact that sulfur minerals are not fully transferred into the foam product; a foaming agent limit of less than 5 g/t of ore leads to reduced foaming, while the formed foam does not allow capture and retain all sulfur particles that have passed into the foam product. A collector limit of more than 500 g/t of ore and/or a foaming agent of more than 20 g/t of ore leads to high foaming, the transition of iron mineral into foam, which leads to its loss and disruption of the foam removal process.
Пенообразователь добавляется только на первых стадия по той причине, что пенообразователь сохраняет свойства на последующих стадиях, обеспечивая стойкую пену в камере. Если на каждой стадии добавлять пенообразователь, это приведен к избыточному выходу пены, и к нарушению процесса флотации.The foaming agent is added only at the first stage for the reason that the foaming agent retains its properties at subsequent stages, providing stable foam in the chamber. If a foaming agent is added at each stage, this will lead to excessive foam yield and disruption of the flotation process.
Большая доля собирателя добавляется на первой стадии собирателя, так как на первой стадии выводится большая часть сульфидов, а на последующих стадиях происходит дополнительное извлечение оставшегося сульфида железа, поэтому добавляют более меньшие дозировки. A large proportion of collector is added in the first stage of collector, since the first stage removes most of the sulfides, and in subsequent stages there is additional extraction of the remaining iron sulfide, so smaller dosages are added.
Предел последующих стадиях сульфидной флотации собирателя менее 50 г/т руды приводит к тому, что данной дозировки не хватит, чтобы обеспечить вывод оставшихся сульфидов в пенный продукт, а предел собирателя более 130 г/т руды приводит к тому, что собиратель начнет выводить в пену частицы железа, что приведет к увеличению потерь железа.The limit of the subsequent stages of sulfide flotation of the collector of less than 50 g/t of ore leads to the fact that this dosage is not enough to ensure the removal of the remaining sulfides into a foamy product, and the limit of the collector of more than 130 g/t of ore leads to the fact that the collector will begin to be removed into foam iron particles, which will lead to increased iron losses.
В качестве собирателя при сульфидной флотации применяют модифицированный алкилксантогенатный собиратель. Это определяется способностью собирателя снижать показатель смачиваемости водой для минералов серы, и способствовать закреплению частицы к пузырьку воздуха и его выводу в пенный продукт.A modified alkyl xanthate collector is used as a collector in sulfide flotation. This is determined by the ability of the collector to reduce the water wettability index for sulfur minerals, and promote the attachment of the particle to the air bubble and its release into the foam product.
Стадийность и последовательный подход к сульфидной флотации объясняется тем, что в одну стадию не удается удалить серу из железосодержащего материала, связано это с тем, что собиратель быстро растворяется в воде и частично не успевает сработать на все частицы, содержащие серу.The staged and sequential approach to sulfide flotation is explained by the fact that in one stage it is not possible to remove sulfur from iron-containing material, this is due to the fact that the collector quickly dissolves in water and partially does not have time to work on all particles containing sulfur.
Далее в щелочной среде с водородным показателем рН, находящимся в диапазоне 9,0…11,0 проводят силикатную флотацию, во время которой добавляют 50…200 г/т руды собирателя из смеси аминов, включающей не менее 85 % аминоацетата. Применение собирателя в количестве менее 50 г/т руды, приводит к его не срабатыванию на минералы кремния, которые не перейдут в пенный продукт. Применение собирателя в количестве более 200 г/т руды, приводит к чрезмерной концентрации собирателя, изменению свойств минералов, в том числе и минералов железа, что приведет в его потерям в полученном концентрате и его увеличению в хвостах. Силикатная флотация может быть реализована в несколько стадий.Next, in an alkaline environment with a pH value in the range of 9.0...11.0, silicate flotation is carried out, during which 50...200 g/t of collector ore is added from a mixture of amines, including at least 85% amino acetate. The use of a collector in an amount of less than 50 g/t of ore leads to its failure to work on silicon minerals, which will not turn into a foam product. The use of a collector in an amount of more than 200 g/t of ore leads to an excessive concentration of the collector, a change in the properties of minerals, including iron minerals, which will lead to its loss in the resulting concentrate and its increase in the tailings. Silicate flotation can be implemented in several stages.
Силикатная флотация проводится в щелочной среде с водородным показателем рН в диапазоне 9,0…11,0. Если показатель рН будет ниже 9,0, то минералы железа будут более склонны к переходу в пенный продукт, что приведет к потерям ценного компонента, если показатель рН будет выше 11, то флотационный процесс будет нарушен, и оксид кремния будет значительно хуже переходить в пенный продукт.Silicate flotation is carried out in an alkaline environment with a pH value in the range of 9.0...11.0. If the pH is below 9.0, then iron minerals will be more prone to transition into a foamy product, which will lead to losses of a valuable component; if the pH is above 11, then the flotation process will be disrupted, and silicon oxide will be much less likely to transform into foam product.
При силикатной флотации применяют смесь аминов, содержащую не менее 85 % аминоацетата, так как именно это соединение способно активировать поверхность оксида кремния, и выводить его в пенный продукт.In silicate flotation, a mixture of amines is used, containing at least 85% amino acetate, since it is this compound that can activate the surface of silicon oxide and remove it into a foamy product.
После сначала сульфидной и затем силикатной флотации получается концентрат с низким содержанием вредных примесей (сера и диоксид кремния) и параллельно возросшей массовой долей железа. After first sulfide and then silicate flotation, a concentrate is obtained with a low content of harmful impurities (sulfur and silicon dioxide) and, in parallel, an increased mass fraction of iron.
В качестве пенообразователя применим, например, 2-этилгексанол, метилизобутилкарбинол и другое. При сульфидной флотации применяют модифицированный алкилксантогенатный собиратель, например, Florrea 752, бутиловый ксантогенат калия и аналогичные. В качестве собирателя из смеси аминов применим, например, Florrea 7775W.As a foaming agent, we can use, for example, 2-ethylhexanol, methylisobutylcarbinol, and others. For sulfide flotation, a modified alkyl xanthate collector is used, for example, Florrea 752, potassium butyl xanthate and the like. As a collector from a mixture of amines, we can use, for example, Florrea 7775W.
На сульфидную флотацию подают пульпу, содержащую 25…40 мас. % железосодержащего материала и 60…75 мас. % воды. Такое соотношение является предпочтительным для пульпы. При необходимости перед сульфидной флотацией пульпу подвергают оттирке со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение не менее 2 мин для очистки поверхность частиц, разделения слипшихся частицы и достижения равномерности пульпы.A pulp containing 25...40 wt. is fed to sulfide flotation. % iron-containing material and 60...75 wt. % water. This ratio is preferable for pulp. If necessary, before sulfide flotation, the pulp is subjected to scrubbing at an impeller rotation speed of 800...1200 rpm for at least 2 minutes to clean the surface of the particles, separate stuck particles and achieve uniformity of the pulp.
Способ флотации железосодержащего материала по ещё одному аспекту настоящего изобретения, проводимый по первому аспекту настоящего изобретения, отличающийся тем, что сульфидную флотацию и силикатную флотацию производят со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение 2,2…7,8 мин, при этом осуществляют подачу воздуха в объеме не менее чем 0,02 л/с.A method for flotation of iron-containing material according to another aspect of the present invention, carried out according to the first aspect of the present invention, characterized in that sulfide flotation and silicate flotation are carried out at an impeller rotation speed of 800...1200 rpm for 2.2...7.8 minutes, at In this case, air is supplied in a volume of at least 0.02 l/s.
При применении скорости вращения менее 800 об/мин не будет образования пены, а применение скорости вращения более 1200 об/мин начинает образовываться «воронка», нарушающая процесс флотации.When using a rotation speed of less than 800 rpm, there will be no foam formation, and when using a rotation speed of more than 1200 rpm, a “funnel” begins to form, disrupting the flotation process.
Предел времени вращения при флотации обусловлен оптимальностью между удалением вредных примесей (сера и диоксид кремния) и возрастанием массовой доли железа в концентрате. Предел менее 2,2 мин приводит к тому, что на сульфидной флотации малая доля серы, а на силикатной малая доля кремния будет выведена в хвосты. При превышении предела более 7,8 мин начинается захват пузырьками воздуха минералов железа, что ведет к снижению доли железа в получаемом концентрате, также увеличение времени флотации приведет к увеличению количества флотационных машин и/или их объёма.The rotation time limit during flotation is determined by the optimality between the removal of harmful impurities (sulfur and silicon dioxide) and an increase in the mass fraction of iron in the concentrate. A limit of less than 2.2 minutes leads to the fact that in sulfide flotation a small proportion of sulfur, and in silicate flotation a small proportion of silicon will be removed into the tailings. If the limit is exceeded by more than 7.8 minutes, the capture of iron minerals by air bubbles begins, which leads to a decrease in the proportion of iron in the resulting concentrate; also, an increase in flotation time will lead to an increase in the number of flotation machines and/or their volume.
Подача воздуха в процессе флотации необходима для пенообразования, при подаче воздуха менее 0,02 л/с происходит слабое пенообразование, недостаточное для заметного повышения доли железа в получаемом концентрате.The air supply during the flotation process is necessary for foaming; when the air supply is less than 0.02 l/s, weak foaming occurs, which is not sufficient to significantly increase the proportion of iron in the resulting concentrate.
В качестве железосодержащего материала применяют, например, железорудный концентрат, полученный, например, после магнитной сепарации, в частности применяют кварциты. Предпочтительно применяют железосодержащий материал размером фракции не более 80 мкм, еще более предпочтительно не более 50 мкм.The iron-containing material used is, for example, iron ore concentrate obtained, for example, after magnetic separation; in particular, quartzite is used. Preferably, an iron-containing material with a fraction size of no more than 80 microns is used, even more preferably no more than 50 microns.
В другом аспекте настоящего изобретения осуществляют способ флотации железосодержащего материала по первому или еще одному аспектам настоящего изобретения, при этом хвосты от силикатной флотации в щелочной среде с водородным показателем рН, находящимся в диапазоне 9,0…11,0, подвергают флотации со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение 2,2…7,8 мин, при этом осуществляют подачу воздуха в объеме не менее чем 0,02 л/с. Способ осуществляют без добавления дополнительных реагентов (собирателя, пенообразователя), так как они уже были введены на сульфидной и силикатной флотациях ранее. Пределы режимов обусловлены описанными выше причинами. На выходе получается второй концентрат с высокой долей железа. Флотация хвостов от первичной силикатной флотации может осуществляться в несколько стадий.In another aspect of the present invention, a method for flotation of iron-containing material according to the first or another aspect of the present invention is carried out, while tailings from silicate flotation in an alkaline environment with a pH value in the range of 9.0 ... 11.0 are subjected to flotation at an impeller rotation speed 800...1200 rpm for 2.2...7.8 minutes, while supplying air in a volume of at least 0.02 l/s. The method is carried out without adding additional reagents (collector, foaming agent), since they have already been introduced in sulfide and silicate flotation earlier. The mode limits are due to the reasons described above. The output is a second concentrate with a high proportion of iron. Flotation of tailings from primary silicate flotation can be carried out in several stages.
Примеры реализацииImplementation examples
Примеры реализации способа флотации железосодержащего материала с добавлением реагентов по первому аспекту настоящего изобретения приведены в таблице 1. Режимы, применяемые для осуществления способа по ещё одному аспекту изобретения со значениями доли железа в исходном железосодержащем материале и полученном концентрате приведены в таблицах 2 и 3 соответственно. Режимы, применяемые для осуществления способа флотации для получения вторичного концентрата из хвостов от силикатной флотации со значениями доли железа в хвостах и полученном концентрате, приведены в таблицах 4 и 5 соответственно.Examples of the implementation of the method of flotation of iron-containing material with the addition of reagents according to the first aspect of the present invention are shown in Table 1. The modes used to implement the method according to another aspect of the invention with the values of the proportion of iron in the initial iron-containing material and the resulting concentrate are given in Tables 2 and 3, respectively. The modes used to implement the flotation method for obtaining a secondary concentrate from silicate flotation tailings with the values of the proportion of iron in the tailings and the resulting concentrate are given in Tables 4 and 5, respectively.
Таблица 3Table 3
Таблица 5Table 5
В испытаниях №№ 1-5 в качестве пенообразователя применяли 2-этилгексанол (Florrea 542G), а при сульфидной флотации применяли модифицированный алкилксантогенатный собиратель Florrea 752.In tests Nos. 1-5, 2-ethylhexanol (Florrea 542G) was used as a foaming agent, and a modified alkyl xanthate collector Florrea 752 was used for sulfide flotation.
В испытаниях №№ 6-9 в качестве пенообразователя применяли метилизобутилкарбинол, а при сульфидной флотации применяли бутиловый ксантогенат калия. In tests Nos. 6-9, methyl isobutyl carbinol was used as a foaming agent, and potassium butyl xanthate was used in sulfide flotation.
Во всех испытаниях в качестве собирателя из смеси аминов применяли Florrea 7775W, а на сульфидную флотацию подавали пульпу, содержащую 25…40 мас. % железосодержащего материала размером фракции не более 80 мкм и 60…75 мас. % воды, при этом в испытаниях №№ 3-7 пульпу подвергали оттирке со скоростью вращения импеллера 800…1200 об/мин в течение не менее 2 мин.In all tests, Florrea 7775W was used as a collector from a mixture of amines, and a pulp containing 25...40 wt. was fed to sulfide flotation. % iron-containing material with a fraction size of no more than 80 microns and 60...75 wt. % water, while in tests No. 3-7 the pulp was subjected to rubbing at an impeller rotation speed of 800...1200 rpm for at least 2 minutes.
В результате проведенного исследования установлено, что заявленный способ флотации по первому аспекту настоящего изобретения (Таблица 1) обеспечивает повышение качества полученного концентрата за счет повышения массовой доли железа в полученном концентрате и сокращения в нем массовой доли серы и кремния, что видно в результатах полученных в Таблице 3. При применении режимов по еще одному аспекту настоящего изобретения (Таблица 2) наблюдается ещё большее качество полученного концентрата по отношению применения только способа по первому аспекту настоящего изобретения, после которого без применения способа по еще одному аспекту настоящего изобретения на выходе обеспечивается получение концентрата повышенного качества, но с показателем чуть меньшим, нежели применение первого и еще одного аспекта настоящего изобретения совместно. As a result of the study, it was established that the claimed flotation method according to the first aspect of the present invention (Table 1) improves the quality of the resulting concentrate by increasing the mass fraction of iron in the resulting concentrate and reducing the mass fraction of sulfur and silicon in it, as can be seen in the results obtained in the Table 3. When using the modes according to one more aspect of the present invention (Table 2), an even greater quality of the resulting concentrate is observed in relation to the use of only the method according to the first aspect of the present invention, after which, without using the method according to another aspect of the present invention, the output is a concentrate of improved quality , but at a rate slightly less than the use of the first and another aspect of the present invention together.
Применение способа флотации железосодержащего материала согласно другому аспекту настоящего изобретения, при котором осуществляют хвосты от силикатной флотации первого аспекта настоящего изобретения подвергают флотации в соответствии с параметрами, приведенными в Таблице 4, позволяет получить второй концентрат с высокой долей железа, значение которого ниже, чем в предыдущих полученных аспектах настоящего изобретения, но достаточно для дальнейшего применения в производстве.Application of a method for flotation of iron-containing material according to another aspect of the present invention, in which the tailings from the silicate flotation of the first aspect of the present invention are subjected to flotation in accordance with the parameters given in Table 4, allows to obtain a second concentrate with a high proportion of iron, the value of which is lower than in the previous ones obtained aspects of the present invention, but sufficient for further application in production.
При определении крайних параметров было установлено, что при флотации с минимальными показателями эффект от флотации присутствует, но наблюдается начало снижения качества полученного концентрата, и концентрата после дополнительной флотации хвостов по сравнению с флотацией с параметрами, находящимися между крайних значений: массовая доля железа в концентрате ниже на 1,59 %, в продукте после флотации хвостов ниже на 4,67 %, а в случае выхода за указанные крайние значения эффекта от флотации практически не наблюдается.When determining the extreme parameters, it was found that during flotation with minimal indicators, the effect of flotation is present, but there is a beginning of a decrease in the quality of the resulting concentrate, and the concentrate after additional flotation of the tailings compared to flotation with parameters between the extreme values: the mass fraction of iron in the concentrate is lower by 1.59%, in the product after flotation of tailings it is lower by 4.67%, and if the specified extreme values are exceeded, the effect of flotation is practically not observed.
При проведении флотации на максимальных параметрах эффект от флотации присутствует, но также наблюдается начало снижения результатов обогащения. Массовая доля железа в концентрате ниже на 0,96 % (по сравнению с результатами флотации с параметрами, находящимися между крайних значений), и ниже на 1,73 % в продукте после перечистки хвостов флотации, а в случае выхода за указанные крайние значения эффекта от флотации практически не наблюдается.When flotation is carried out at maximum parameters, the effect of flotation is present, but the beginning of a decrease in the enrichment results is also observed. The mass fraction of iron in the concentrate is lower by 0.96% (compared to the results of flotation with parameters between the extreme values), and lower by 1.73% in the product after cleaning the flotation tailings, and in case of going beyond the specified extreme values, the effect from practically no flotation is observed.
Заявленными способами флотации железосодержащего материала по описанным аспектам изобретения достигается повышение качества полученного концентрата за счет повышения массовой доли железа в полученном концентрате и сокращения в нем массовой доли серы и кремния, согласно первому аспекту повышение железа в концентрате до значения 70,53 %, согласно еще одному аспекту повышение железа в концентрате до значения 71,49 %, согласно другому аспекту повышение железа в концентрате до значения 71,37 %, при этом увеличивается извлечение концентрата на 2,96 %.By the claimed methods of flotation of iron-containing material according to the described aspects of the invention, an increase in the quality of the resulting concentrate is achieved by increasing the mass fraction of iron in the resulting concentrate and reducing the mass fraction of sulfur and silicon in it, according to the first aspect, increasing the iron in the concentrate to a value of 70.53%, according to another one aspect increases iron in the concentrate to a value of 71.49%, according to another aspect, increases iron in the concentrate to a value of 71.37%, while the recovery of the concentrate increases by 2.96%.
Хотя выше были описаны несколько иллюстративных аспектов и вариантов осуществления настоящего изобретения, специалистам в данной области будут понятны их модификации, преобразования, дополнения и частичные комбинации. Таким образом, подразумевается, что следующая прилагаемая формула изобретения и изложенные далее пункты формулы будут интерпретироваться так, чтобы включать все такие модификации, преобразования, дополнения и частичные комбинации как находящиеся в пределах сущности и объема изобретения.Although several illustrative aspects and embodiments of the present invention have been described above, modifications, conversions, additions, and partial combinations thereof will be apparent to those skilled in the art. It is therefore intended that the following appended claims and the following claims will be interpreted to include all such modifications, alterations, additions and partial combinations as being within the spirit and scope of the invention.
Claims (9)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2823327C1 true RU2823327C1 (en) | 2024-07-22 |
Family
ID=
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2100095C1 (en) * | 1995-06-27 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат" | Method of bulk flotation of sulfides containing noble metals from complex-ore iron-containing materials |
| EP3021971A1 (en) * | 2013-07-19 | 2016-05-25 | Evonik Degussa GmbH | Method for recovering a copper sulfide concentrate from an ore containing an iron sulfide |
| RU2599123C1 (en) * | 2015-08-28 | 2016-10-10 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method for beneficiation of oxidised ferruginous quartzites |
| RU2621512C1 (en) * | 2013-06-27 | 2017-06-06 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method of producing low-sulfur iron ore |
| CN116078555A (en) * | 2022-12-16 | 2023-05-09 | 中南大学 | Method for floatation separation of tungsten ore-iron sulfide ore in tungsten ore heating concentration tailings |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2100095C1 (en) * | 1995-06-27 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат" | Method of bulk flotation of sulfides containing noble metals from complex-ore iron-containing materials |
| RU2621512C1 (en) * | 2013-06-27 | 2017-06-06 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method of producing low-sulfur iron ore |
| EP3021971A1 (en) * | 2013-07-19 | 2016-05-25 | Evonik Degussa GmbH | Method for recovering a copper sulfide concentrate from an ore containing an iron sulfide |
| RU2599123C1 (en) * | 2015-08-28 | 2016-10-10 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method for beneficiation of oxidised ferruginous quartzites |
| CN116078555A (en) * | 2022-12-16 | 2023-05-09 | 中南大学 | Method for floatation separation of tungsten ore-iron sulfide ore in tungsten ore heating concentration tailings |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ОСТАПЕНКО П.Е. "Обогащение железных руд", Москва, Недра, 1977, с. 231-235. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110124871B (en) | Interface regulation and control method for flotation separation of copper-molybdenum bulk concentrate | |
| CN117000434B (en) | A lepidolite collector and a mineral processing method using the lepidolite collector | |
| CN115569739A (en) | A kind of zinc sulfide flotation collector and its application | |
| CN113477405B (en) | Beneficiation activator for sphalerite and willemite and method for reducing zinc by flotation of iron ore concentrate | |
| US3072256A (en) | Process for concentrating ores | |
| RU2823327C1 (en) | Method of flotation of iron-containing material (versions) | |
| CN111298982B (en) | High-efficiency collecting agent for copper and gold in copper smelting slag by pyrometallurgy and application of high-efficiency collecting agent | |
| CN102274799A (en) | Composite medicine for effective magnetic separation and recovery pyrite concentrate from flotation tailings | |
| CA1238430A (en) | Flotation separation of pentlandite from pyrrhotite using sulfur dioxide-air conditioning | |
| CN112934477A (en) | Bauxite processing method | |
| CN111468302A (en) | Beneficiation inhibitor and purification method of molybdenum rough concentrate | |
| CN120169566A (en) | A combined collector in low-grade copper-molybdenum ore and its application | |
| CN115254435B (en) | A flotation method for fine-grained cassiterite oxide ore | |
| CN114849909B (en) | A combined activator for flotation desulfurization of high-sulfur magnetite and its application | |
| JP6009999B2 (en) | Method for producing low sulfur-containing iron ore | |
| CN110813545A (en) | Flotation process for decarbonization of zinc concentrate | |
| CN113333169B (en) | A kind of copper-lead-zinc mixed flotation concentrate pulp flotation separation method | |
| RU2130808C1 (en) | Method of concentration of copper-containing slags | |
| RU2164824C2 (en) | Apatite or flotation process | |
| CN120205330B (en) | Collector, flotation reagent and method for separating chalcopyrite from pyrite by flotation | |
| CN113798052A (en) | Use method of micro-fine particle iron mineral strong magnetic separation bridging agglomerating agent | |
| CN112138873A (en) | Application of selective inhibitor EDTMPS in magnesite flotation desilication | |
| CN117816353B (en) | Flotation method for recovering zinc minerals from lead-sulfur scavenger tailings and combined activating agent of marbleite | |
| RU2317858C2 (en) | Method of dressing apatite-staffelite ore | |
| CN117943208B (en) | Collector, composite reagent and method for flotation of lead sulfide ore |