[go: up one dir, main page]

SU655698A1 - Method of obtaining activator for flotation of minerals - Google Patents

Method of obtaining activator for flotation of minerals

Info

Publication number
SU655698A1
SU655698A1 SU762388102A SU2388102A SU655698A1 SU 655698 A1 SU655698 A1 SU 655698A1 SU 762388102 A SU762388102 A SU 762388102A SU 2388102 A SU2388102 A SU 2388102A SU 655698 A1 SU655698 A1 SU 655698A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
activator
flotation
solution
oxalic acid
reactor
Prior art date
Application number
SU762388102A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Николай Васильевич Зашихин
Игорь Иванович Ванеев
Тамара Евсеевна Липкина
Игорь Васильевич Петров
Павел Федорович Сопин
Владимир Михайлович Иванов
Original Assignee
Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр" filed Critical Всесоюзный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский И Проектный Институт Механической Обработки Полезных Ископаемых "Механобр"
Priority to SU762388102A priority Critical patent/SU655698A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU655698A1 publication Critical patent/SU655698A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

активатора на основе щавелевой кислот производимого в широких масштабах из недефицитного широко распространенног сырь . Целью изобретени   вл етс  увеличение выхода целевого продукта и расширение сырьевой базы. Поставленна  цель досгигаетс  сио собом получени  активатора дл  флотац полезных ископаемых на основе щавеле вой кислоты вышеуказанного состава п тем окислени  45-55 %-ных концентра ИЗ гидролизатов, полученных при гидр лизе Ьерхового торфа, причем окисление ведут непрерьшно в две ступени, при концентрации азотной кислоты .7-12%, и температуре 45-55 С в первой ступ ни и концентрации азотной кислоты 2-5 и температуре 70-85 С во второй сту пени, при концентрации серной К1 слоты в обеих ступен х 18-20%, Отличительными признаками предло женного способа  вл ютс  .использование в качестве исходне го углеводного сырь , подвергаемого окислению, выше указанных концентратов и проведение процесса окислени  непрерывно/ в две ступени, согласно вышеуказанному режи му окислени  по ступен м. Исходное сырье получают при гидро лизе малоразложившегос  верхового то фа. После отделени  негидролизуемсго остатка в гидролизате содержитс  71О% сухого вещества (на 6О-75% представленного редуцирующими компонентами ) и 90-93% ВОДЬ. Пс:сле нейтрализации известковым молоком содержащейс  в жидкой фазе гидролизата серной кислоты и отделени  гипса гидролизат упаривают в многокорпусной установке до получени  концентрата , содержащего 45-55% сухого вещества. Состав концентрата, вес. %: Редуцирующие компоненты простые сахара, уроновые кислоты)6О-75 Олигосахариды (растворимые в воде сахара )8-5 Многоатомные спирты и оксикислоты5-10 . (гумйновые кислоты, фурфурол , оксиметилфурфурол и др).4-6 Летучие кислоты (муравьина , уксусна , пропионова )3-5 Минеральные вещества (сернокислый кальций и др) 3-5 Основным сырьем дл  получени  щавелевой кислоты - главной составной части активатора дл  флотации -  вл ютс  редуцирующие компоненты, многоатомные спирты и оксикислоты, Гидролизат из торфа можно получить и другими, методами , однако содержание редуцирун щих компонентов в нем должно быть не менее 4 вес. %, В результате окислени  получают продукт, содержащий, вес,%: 75-85 щавелевой кислоты, 3-8 нерастворимых веществ в воде, 3-5 золы, 5-8 влаги. Он  вл етс  хорошим активатором дл  флотации медно-чткелевых олов нных и других руд. Выход продукта 25гЗО%, а в пересчете на щавелевую кислоту - 2О-24% от массы исходного воздушно сухого торфа, П, р и м е р. Способ получени  активатора включает окисление углеводов концентрата азотной кислотой; регенерацию азотной кислоты из образующихс  окислов азота; очистку полученного раствора от взвешенных частиц путем отстаивани ; концентрирование осветленного раствора путем упаривани  под вакуумом; дристаллнзацию щавелевой кислоты в упаренном растворе; выделение, промывку и подсушку активатора . , Установка дл  окислени  углеводов концентрата и регенерации азотной кислоты из образующихс  нитрозных содержит два последовательно соединенных реактора; одну колпачковую колонку, в верхней части которой нитрозные газы с воздухом промывают маточным раст вором, а в нижней - охлажденным раст вором из реактора первой ступени окислени ; холодильники дл  охлаждени  полученнбго раствора щавелевой кислотш и циркулирующего реакционного раствора; компрессор, баки дл  концентрата, азот ной кислоты, маточнмо раствора и другие аппараты. Оба реактора оборудованы охлаждающими (нагревающими) и перемешивающими устройствами. При пуске установки первый реактор примерно до половины заполн ют маточным раствором, содержащим 18-22%5 ную серную кислоту и 0,02-0,03% п тиокиси ванаш , и постепенно нагревают цр 48-52 С Затем включают подачу в этот реактор концентрата, азотной кислоты, мато ного раствора через колпачковую колонку и циркул цию реакционного раствору, из реактора в нижнюю часть колонны, при этом в реакторе поддерживают концентрацию азотной кислоты 7-12% и указанную температуру. Образующиес  .нитрозные газы вместе с подаваемым воздухом проход т колонгде их сначала промьшают охлажденну ным до 30-40 С раствором из первсхго реактора, а затем - маточным раств ром , при этом все окислы азота переход т в азотную кислоту, которую с ука ёанными растворами возвращают в первый реактор, В цел5Г с интенсификации процессов окислени  окиси азота регенерацию азо-г ной кислоты провод т под давлением 25 атм. После заполнени  первого реактора реакционна  смесь самотеком поступает во второй реактор, в котором завершаетс  процесс окислени  углеводов до щавелевой кислоты за счет имеющейс  в Нем азотной кислоты, при этом содержание недоокисленных органических вепхеств в растворе снижаетс  до 2-3%, Во втором реакторе поддерживают тем- пературу 70-75 Си концентрацию азот«г ,йvTir4inan.T НОЙкислоты 2-5%, при нормальных услови х использование маточного раствора обеспечивает поддерживание в обоих реакторах KOtrцентрации серной кислоты 18-22% и п тиокиси ванади  О,О2-О,ОЗ %, При необходимости в маточный раствор ввод т дополнительно серную кислот и п тиокись ванади . Из второго реактора нитрозные газы поступают в ранее указанную колонну, а реакционный раствор - первичщ.1Й раст вор щавелевой кислоты - через холодиль ник уходит в отстойник. Так как маточный раствор постепенн загр зн етс , то после 8-12 -кратного использовани  его вывод т из производс ва, а вместо него используют аналогичный раствор из чистых химикатов. На 1 т 45%-ного концентрата расходуетс  0,8 т 47%-ной азотной кислот и 3 т маточного раствора, В результате окислени  концентрата получают около 4,8 т первичного раст 8 вора щавелевой кислоты с содержанием последней около 7%, Полученный раствор путем отстшшани  освобождают от взвешенных частиц, упаривают под вакуумом на ЗО-40% и охлаждают до минус 3-5 С, при этом основна  масса щавелевой кислоты переходит в кристаллическую форму, С помощью полуавтоматических фильтрующих центри4гуг кристаллы отдел ют от маточного раствора, промывают хшодной зодой и подсушивают теплым ; воздухом. В результате из 1 т 45%-ного концентрата получают 0,ЗО-О,35 т активатора , содержащего около 80% щавелевой кислоты, и 3 т маточного раствора, возвращаемого 8-12 раз в цикл. , В пересчете на исходный абсолютно сухой торф выход цел евсаг о-продукта активатора :;: составл ет 25-30%, Исходную медно -никелевую руду измельчают в щаровой мельнице до крупности 70% класса - 0,074 мм, а затем подвергают трем последовательным операци м флотации со стадиальной подачей флотореагентов (бутилового ксантогената и бутилового аэрофлотата). ТТеречистку чернового концентрата осуществл ют с применением депрессора минералов пустой породы - карбоксиме- тилцеллюлозьи Предложенный активатор подают перед первой операцией флотации во флотационjjy камеру в виде 10.%-ного водного раствора. Расход активатора во всех опытах 8icr на 1 т руды в пересчете на акти1.ную часть {щавелевуюкислоту, химически чистую). Из таблицы следует, что по сравнению с химически чистой щавелевой кислотой (получена из пищевого ,сахара) при флотации с предложенным активатором извлекаетс  из руды никел  на 1,7% больше, потери никел  с хвостами при этом снижаютс  с 9,7 до 8,7%, Предложенный активатор  вл етс  активатором дл  флотации сульфидов никел , меди и железа, таких,как neHiv ландит, халькопирит, пирротин, пирит. С этими сульфидами обычно ассоциируютс  золото, серебро, металлы платиновой группы, кобальт, селен, теллур. Известно , что перечисленные сульфиды вход т в состав не только никелевых, но и медных , свинцовых, цинковых, олов нных, золотых и других, руд.activator based on oxalic acid produced on a large scale from non-deficient widespread raw materials. The aim of the invention is to increase the yield of the target product and the expansion of the resource base. This goal is achieved by the process of obtaining an activator for mineral flotation based on oxalic acid of the above composition by oxidation of 45-55% concentration of IZ hydrolysates obtained by hydrolyzing peat, and oxidation is carried out continuously in two stages, at a concentration of nitric acid .7–12%, and a temperature of 45–55 ° C in the first stage and a concentration of nitric acid of 2–5 and a temperature of 70–85 ° C in the second stage, with a concentration of sulfuric K1 slots in both stages of 18–20%. Distinctive features proposed method The use as are the starting of the carbohydrate feedstock to be oxidized, the above concentrates and conducting the process continuously oxidation / in two stages, according to the above Regis mu m stages of oxidation. The feedstock was prepared by hydro Lease malorazlozhivshegos the rideable F. After separation of the non-hydrolysable residue, the hydrolyzate contains 71O% dry matter (6O-75% represented by reducing components) and 90-93% WATER. PS: after neutralization with lime milk, the sulfuric acid hydrolyzate in the liquid phase and the separation of the gypsum hydrolyzate are evaporated in a multi-unit to obtain a concentrate containing 45-55% dry matter. The composition of the concentrate, wt. %: Reducing components simple sugars, uronic acids) 6O-75 Oligosaccharides (water-soluble sugars) 8-5 Polyhydric alcohols and hydroxy acids 5-10. (humic acids, furfural, hydroxymethylfurfural and others) .4-6 Volatile acids (formic, acetic, propionic) 3-5 Mineral substances (calcium sulphate, etc.) 3-5 The main raw material for oxalic acid is the main component of the activator for flotation - are reducing components, polyhydric alcohols and hydroxy acids; Hydrolyzate from peat can be obtained by other methods, however, the content of reducing components in it must be at least 4 weight. %. As a result of the oxidation, a product is obtained containing, by weight,%: 75-85 oxalic acid, 3-8 insoluble substances in water, 3-5 ashes, 5-8 moisture. It is a good activator for the flotation of copper-nickel tin and other ores. The yield of the product is 25 hZO%, and in terms of oxalic acid - 2 O-24% of the mass of the original air-dry peat, P, P and m. The method for producing the activator involves oxidizing the carbohydrate concentrate with nitric acid; regeneration of nitric acid from the resulting nitrogen oxides; cleaning the resulting solution from suspended particles by settling; concentrating the clarified solution by evaporation under vacuum; crystallization of oxalic acid in one stripped off solution; isolation, washing and drying of the activator. The plant for the oxidation of carbohydrate concentrate and the regeneration of nitric acid from the resulting nitrous contains two reactors connected in series; one cap-column, in the upper part of which the nitrous gases are air washed with a mother liquor and in the lower part with a cooled solution from the first oxidation stage reactor; refrigerators for cooling the resulting oxalic acid solution and the circulating reaction solution; a compressor, tanks for concentrate, nitric acid, uterine solution and other devices. Both reactors are equipped with cooling (heating) and mixing devices. At the start-up of the installation, the first reactor is filled to about half with a stock solution containing 18-22% sulfuric acid and 0.02-0.03% vanadium pentoxide, and the cr 48-52 C is gradually heated. Then the concentrate is fed into this reactor. , nitric acid, matte solution through the cap column and the circulation of the reaction solution from the reactor to the lower part of the column, while maintaining the concentration of nitric acid 7-12% and the indicated temperature in the reactor. The resulting nitrous gases, along with the supplied air, pass through the colon- gade, firstly they are cooled down to 30–40 ° C with a solution from the first reactor, and then to the mother liquor, all the oxides of nitrogen being transferred to nitric acid, which is returned with the indicated solutions In the first reactor, in Cel5G, with the intensification of the processes of oxidation of nitric oxide, the regeneration of azo ganoic acid is performed under a pressure of 25 atm. After filling the first reactor, the reaction mixture flows by gravity into the second reactor, in which the oxidation of carbohydrates to oxalic acid is completed due to the nitric acid present in it, while the content of under-oxidized organic matter in the solution decreases to 2-3%. At 70-75 C, nitrogen concentration "g, yvTir4inan.T NIO acids 2-5%, under normal conditions, the use of mother liquor ensures that sulfuric acid concentration is 18-22% and vanadium pentoxide in both KOt-reactors O, O2-O OZ%, if required in the mother liquor was further introduced sulfuric acid and vanadium pentoxide. From the second reactor, the nitrous gases enter the previously mentioned column, and the reaction solution, the primary solution of oxalic acid, goes through a cooler into a sump. Since the mother liquor is gradually contaminated, after 8–12 times its use is removed from the production, and a similar solution from pure chemicals is used instead. 0.8 tons of 47% nitric acid and 3 tons of mother liquor are consumed per 1 ton of 45% concentrate. Oxidation of the concentrate yields about 4.8 tons of primary growth 8 oxalic oxides with a content of about 7%. The resulting solution free from suspended particles by evaporation, evaporated under vacuum at SO-40% and cooled to minus 3-5 С, while the bulk of oxalic acid goes into crystalline form. Using semi-automatic filtering centers, the crystals are separated from the mother liquor, washed with xyodine and n warm dry; by air. As a result, from 1 ton of 45% concentrate, 0, ZO-O, 35 tons of activator containing about 80% oxalic acid, and 3 tons of mother liquor, returned 8-12 times per cycle, are obtained. , In terms of the initial absolutely dry peat, the yield of the target product of the activator:;: is 25-30%. The initial copper-nickel ore is crushed in a ball mill to a particle size of 70% of the class - 0.074 mm, and then subjected to three successive operations flotation with staged flow of flotation agents (butyl xanthate and butyl aeroflotat). Tetraining of the rough concentrate is carried out using a waste rock mineral depressor - carboxymethylcellulose. The proposed activator is fed to the flotation cell in the form of a 10% aqueous solution before the first flotation operation. In all experiments, 8icr consumption per 1 ton of ore in terms of the active part {oxalic acid, chemically pure). It follows from the table that, compared with chemically pure oxalic acid (obtained from food sugar), with flotation with the proposed activator, nickel is extracted from the ore by 1.7% more, and the losses of nickel with tails are reduced from 9.7 to 8.7 The proposed activator is an activator for the flotation of nickel, copper and iron sulphides, such as neHiv landite, chalcopyrite, pyrrhotite, pyrite. Gold, silver, platinum group metals, cobalt, selenium, tellurium are commonly associated with these sulphides. It is known that the listed sulfides are not only nickel, but also copper, lead, zinc, tin, gold and other, ores.

В исследовани х на обогатимость дл  оценки флотационной способности суммы содержащихс  в руде сульфидов используют обобщенный технологический показатель их извлечени  во флотационный конц«1трат, оцениваемый величинами извлечени  лак основного металла, так и серы сульфидов.In the enrichment studies, to assess the flotation ability of the amount of sulphides contained in the ore, a generalized technological indicator of their recovery to the flotation concentration, estimated by the extraction values of the base metal varnish and the sulfur of sulphides, is used.

В таблице приведены технологические показатели флотации медно- никелевой руды Ждановского месторс кдени , учитывающие извлечение серы сульфидов .The table shows the technological parameters of the flotation of copper-nickel ore from the Zhdanovsky deposit, which takes into account the sulfur extraction of sulphides.

Данные таблицы свидетельствуют об эффективности применени  при фло1-ац1цт предложенного активатора, обеспечивающего достаточно полное извлечение всех содержащихс  в руде сульфидов и сопутствующих им цветных, редких и драгоценных металлов. Можно утверждать, что предложенный активатор  вл етс  эффективным не только при флотации никелевых , но и. других руд, содержащих перечисленные выше сульфидь железа, :нйкел  и меди.The data in the table testify to the effectiveness of the proposed activator in flo1-ac1ct, which ensures a sufficiently complete extraction of all sulphides contained in the ore and their attendant nonferrous, rare and precious metals. It can be argued that the proposed activator is effective not only in nickel flotation, but also. other ores containing the iron sulfide listed above are: nickel and copper.

SU762388102A 1976-07-08 1976-07-08 Method of obtaining activator for flotation of minerals SU655698A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU762388102A SU655698A1 (en) 1976-07-08 1976-07-08 Method of obtaining activator for flotation of minerals

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU762388102A SU655698A1 (en) 1976-07-08 1976-07-08 Method of obtaining activator for flotation of minerals

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU655698A1 true SU655698A1 (en) 1979-04-05

Family

ID=20671193

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU762388102A SU655698A1 (en) 1976-07-08 1976-07-08 Method of obtaining activator for flotation of minerals

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU655698A1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2424855C2 (en) * 2006-01-24 2011-07-27 Кимлейгх Технолоджиз (Птй) Лтд Flotation using activator made up of metal organic complex
CN117069451A (en) * 2023-08-17 2023-11-17 重庆大学溧阳智慧城市研究院 Method for preparing high-strength 3D printed concrete based on modified antimony tailings

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2424855C2 (en) * 2006-01-24 2011-07-27 Кимлейгх Технолоджиз (Птй) Лтд Flotation using activator made up of metal organic complex
CN117069451A (en) * 2023-08-17 2023-11-17 重庆大学溧阳智慧城市研究院 Method for preparing high-strength 3D printed concrete based on modified antimony tailings
CN117069451B (en) * 2023-08-17 2024-05-28 重庆大学溧阳智慧城市研究院 Method for preparing high-strength 3D printed concrete based on modified antimony tailings

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN100503849C (en) Production method of refined lithium sulfate solution in lepidolite lithium extraction process by sulfuric acid method
CN102363522B (en) Technology for extracting selenium from low-grade selenium-containing material
US3906075A (en) Process for extracting a manganese concentrate from maritime manganese ore
CN101451199A (en) Method for extracting vanadic anhydride from stone coal vanadium ore
CN101760613B (en) Method for leaching zinc-containing ores
US3965239A (en) Recovery of nitric acid soluble transition metals from sulfur and iron containing ores of the same
CN115818603B (en) Method for preparing battery grade ferric phosphate from lithium iron phosphate anode powder containing copper, aluminum and graphite through oxidizing and extracting lithium from residue
CN115927859A (en) A method for recovering valuable metals from nickel matte in copper sulfate cyclic leaching
CN111118301B (en) Method for recycling arsenic slag resources by arsenic and alkali in freezing separation alkali slag water leaching solution
CN113955775B (en) Method for extracting lithium carbonate from lithium-rich clay by acid-base combined method
CN1003310B (en) New Technology of Pyro-refining of Crude Aluminum
SU655698A1 (en) Method of obtaining activator for flotation of minerals
US4071422A (en) Process for concentrating and recovering gallium
CA1172456A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable metals from metallic alloys
CN114314540A (en) Method for producing magnesium hydrogen phosphate by using phosphate tailings
US3966462A (en) Recovery of nitric acid soluble transition metals from sulfur and iron containing ores of the same
CN85107153A (en) Zinc ore concentrate or the direct leaching method of zinc vulcanizing mine normal pressure
US2840455A (en) Production of lithium carbonate
CN114262797B (en) A method for effectively separating and recovering iron and aluminum from red mud sodium roasting slag
US4152227A (en) Method for extraction of gallium from aluminate-alkaline solutions in the production of alumina from aluminum-containing ores
CN115418476A (en) Method for treating low-manganese ore containing tin and product thereof
RU2274669C1 (en) Method of the complex reprocessing of the lead-acid accumulators scrap
US4432947A (en) Process for obtaining molybdenum as a useful product from molybdeniferous solutions containing alkali metal carbonate, sulphate, hydroxide or hydrogen carbonate and possibly uranium
WO2000017406A3 (en) Method for extracting lead from lead-containing raw materials
US2859091A (en) Recovery of uranium from pitchblende ores