RU2149710C1 - Method of flotation - Google Patents
Method of flotation Download PDFInfo
- Publication number
- RU2149710C1 RU2149710C1 RU98124034A RU98124034A RU2149710C1 RU 2149710 C1 RU2149710 C1 RU 2149710C1 RU 98124034 A RU98124034 A RU 98124034A RU 98124034 A RU98124034 A RU 98124034A RU 2149710 C1 RU2149710 C1 RU 2149710C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- pulp
- reduced pressure
- foam
- bubbles
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению полиметаллических руд и может быть использовано при пенной флотации. The invention relates to the beneficiation of polymetallic ores and can be used in foam flotation.
Известен способ флотационного обогащения, включающий аэрацию пульпы и минерализацию пузырьков, перевод флотируемых частиц в пенный слой, непрерывный вывод пенного продукта и хвостов, причем пульпу во флотацию подают под вакуумом (см. патент РФ N 2102153, МПК B 03 D 1/00, опубл. 1998 г.). A known method of flotation enrichment, including aeration of the pulp and mineralization of the bubbles, the transfer of flotated particles into the foam layer, the continuous withdrawal of the foam product and tails, and the pulp is fed into the flotation under vacuum (see RF patent N 2102153, IPC B 03 D 1/00, publ. . 1998).
Недостатком данного способа является скоротечность флотационного процесса (3 - 5 мин), недостаточность времени для интенсификации пенообразователя и насыщения поверхности пузырьков флотационными реагентами. Поэтому создание пониженного давления в зоне флотации не позволяет существенно повысить извлечение ценных компонентов. The disadvantage of this method is the transience of the flotation process (3-5 minutes), insufficient time to intensify the foaming agent and saturation of the surface of the bubbles with flotation reagents. Therefore, the creation of reduced pressure in the flotation zone does not significantly increase the recovery of valuable components.
Наиболее близким к заявленному способу является способ флотационного обогащения, включающий аэрацию пульпы с реагентами, ее выдержку перед флотацией при пониженном давлении, флотацию с последующим разделением (см авт. свид. СССР N 923620, МПК B 03 D 1/00, опубл. 05.05.82 г.). Closest to the claimed method is a flotation concentration method, including aeration of the pulp with reagents, its exposure to flotation under reduced pressure, flotation, followed by separation (see ed. Certificate of the USSR N 923620, IPC B 03 D 1/00, publ. 05.05. 82 g.).
Недостатком прототипа является низкая селективность обогащения из-за недостаточного времени выдержки при пониженном давлении (30 с - 2 мин). The disadvantage of the prototype is the low selectivity of enrichment due to insufficient holding time under reduced pressure (30 s - 2 min).
Задачей данного технического решения является создание эффективного способа селективного разделения полезных компонентов и примесей. The objective of this technical solution is to create an effective method for the selective separation of useful components and impurities.
Технический результат заключается в увеличении избирательности извлечения ценных компонентов за счет более устойчивого закрепления флотореагентов на поверхности минералов. The technical result consists in increasing the selectivity of the extraction of valuable components due to more stable fixation of flotation reagents on the surface of minerals.
Этот технический результат достигается тем, что в известном способе флотационного обогащения, включающем аэрацию пульпы и минерализацию пузырьков, предварительное выдерживание пульпы при пониженном давлении, перевод флотируемых частиц в пенный слой и непрерывный отвод пенного продукта и хвостов, согласно изобретению предварительное выдерживание пульпы при пониженном давлении осуществляют в течение 12 - 15 мин. This technical result is achieved by the fact that in the known method of flotation enrichment, including aeration of the pulp and mineralization of the bubbles, preliminary exposure of the pulp under reduced pressure, the transfer of floated particles into the foam layer and continuous removal of the foam product and tails, according to the invention, preliminary aging of the pulp under reduced pressure is carried out within 12 - 15 minutes
При выдержке при пониженном давлении меньше 12 мин, с поверхности минералов не успевают удалиться пузырьки воздуха и процесс закрепления флотореагентов на поверхности минералов снижается и соответственно ухудшается избирательный перевод флотируемых частиц в пенный слой. When holding under reduced pressure for less than 12 min, air bubbles do not have time to remove from the surface of the minerals and the process of fixing flotation reagents on the surface of the minerals decreases and, accordingly, the selective transfer of floated particles to the foam layer worsens.
При выдержке при пониженном давлении более 15 мин снижается производительность процесса перевода флотируемых частиц в пенный слой, а извлечение ценных компонентов не увеличивается. When holding under reduced pressure for more than 15 min, the productivity of the process of transferring floated particles into the foam layer decreases, and the extraction of valuable components does not increase.
Использование данного способа позволит интенсифицировать пенообразователь, насытить поверхность пузырьков флотационными реагентами, за счет чего увеличить извлечение ценных компонентов. Using this method will intensify the foaming agent, saturate the surface of the bubbles with flotation reagents, thereby increasing the extraction of valuable components.
Пример конкретного выполнения способа. An example of a specific implementation of the method.
В качестве руды использована свинцово-цинковая руда, измельченная до крупности 60% класса - 0,074 мм, смешанная с водой в соотношении Ж:Т = 3:2. Измельченная пульпа загружалась во флотационную машину, куда подавались реагенты. Расход реагентов составлял: CuSO4 - 500 г/т руды, бутиловый ксантогенат - 60 г/т руды и Т-66 - 50 г/т руды.The ore used was lead-zinc ore, crushed to a particle size of 60% of the class — 0.074 mm, mixed with water in a ratio of W: T = 3: 2. The crushed pulp was loaded into a flotation machine, where reagents were fed. The reagent consumption was: CuSO 4 - 500 g / t of ore, butyl xanthate - 60 g / t of ore and T-66 - 50 g / t of ore.
Перед подачей в процесс флотации пульпу с реагентами после кратковременной агитации выдерживали при пониженном давлении, равном 0,6 - 088 атм в течение 12 -15 мин. При этом с поверхности флотируемых материалов удаляли пузырьки воздуха, за счет чего происходило более прочное закрепление на данной поверхности флотореагентов, благодаря которым достигается избирательность перевода флотируемых частиц в пенный спой. Before feeding into the flotation process, the pulp with reagents after short-term agitation was kept at a reduced pressure of 0.6-088 atm for 12-15 minutes. At the same time, air bubbles were removed from the surface of the floated materials, due to which there was a more solid fixation of flotation reagents on this surface, due to which the selectivity of the transfer of floated particles to the foam sump was achieved.
При последующей подаче в процесс флотации пульпы поверхность ценных компонентов покрыта более устойчивой пленкой флотореагента (например, собирателя), благодаря чему повышается избирательность при извлечении ценных компонентов. Время флотации составляло 15 мин. Серия опытов проводилась в лабораторной флотационной машине типа ФМ-1. When the pulp flotation is subsequently fed into the flotation process, the surface of valuable components is covered with a more stable film of flotation reagent (for example, a collector), which increases the selectivity during the extraction of valuable components. The flotation time was 15 minutes. A series of experiments was carried out in a laboratory flotation machine type FM-1.
В таблице приведены результаты опытов в сравнении с прототипом. Из таблицы видно, что при практически равном содержании основного компонента в концентрате (цинке) при обогащении по предлагаемому способу содержание примеси (железа) сокращается в среднем на 3,57% (или на 25%) от значения этого содержания по прототипу. The table shows the results of experiments in comparison with the prototype. The table shows that with an almost equal content of the main component in the concentrate (zinc) during enrichment according to the proposed method, the content of impurities (iron) is reduced by an average of 3.57% (or 25%) of the value of this content in the prototype.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU98124034A RU2149710C1 (en) | 1998-12-31 | 1998-12-31 | Method of flotation |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU98124034A RU2149710C1 (en) | 1998-12-31 | 1998-12-31 | Method of flotation |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2149710C1 true RU2149710C1 (en) | 2000-05-27 |
Family
ID=20214212
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU98124034A RU2149710C1 (en) | 1998-12-31 | 1998-12-31 | Method of flotation |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2149710C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101362118B (en) * | 2008-09-17 | 2012-01-11 | 中南大学 | Flotation column pulp quadric mineralising method |
US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
-
1998
- 1998-12-31 RU RU98124034A patent/RU2149710C1/en active
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101362118B (en) * | 2008-09-17 | 2012-01-11 | 中南大学 | Flotation column pulp quadric mineralising method |
US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
US10370739B2 (en) | 2014-01-31 | 2019-08-06 | Goldcorp, Inc. | Stabilization process for an arsenic solution |
US11124857B2 (en) | 2014-01-31 | 2021-09-21 | Goldcorp Inc. | Process for separation of antimony and arsenic from a leach solution |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5110455A (en) | Method for achieving enhanced copper flotation concentrate grade by oxidation and flotation | |
US7152741B2 (en) | Use of ozone to increase the flotation efficiency of sulfide minerals | |
US5653945A (en) | Method for processing gold-bearing sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate | |
WO2008019451A1 (en) | Collectors and flotation methods | |
US5795465A (en) | Process for recovering copper from copper-containing material | |
US3805951A (en) | Selective flocculation and flotation of slimes from sylvinite ores | |
US5285972A (en) | Ore processing | |
US1893517A (en) | Separation of minerals by flotation | |
US4883586A (en) | Process for beneficiating ores containing fine particles | |
RU2149710C1 (en) | Method of flotation | |
CA2107963A1 (en) | Tailings retreatment | |
BRPI0822368B1 (en) | PROCESS FOR RECOVERING COPPER SULPHIDE AND OPTIONALLY MOLD BULDENUM SULPHIDE CONTAINING COPPER BY FOAM FLOATING | |
US5295585A (en) | Method for achieving enhanced copper-containing mineral concentrate grade by oxidation and flotation | |
US4642181A (en) | Increased reduction of magnesium content by use of inorganic promoters during beneficiation of phosphate ores by flotation | |
US4747941A (en) | Increased reduction of magnesium content by use of inorganic promoters during beneficiation of phosphate ores by flotation | |
US4597857A (en) | Process for producing an upgraded sulfide mineral concentrate from an ore containing sulfide mineral and silicate clay | |
CA1114958A (en) | Flotation recovery of pyrochlor | |
US1728352A (en) | Flotation concentration | |
RU2068739C1 (en) | Method of extracting bismuth minerals from non-magnetic fraction produced when finishing rough tungsten concentrates | |
US20040262201A1 (en) | Method of controlling feed variation in a valuable mineral flotation circuit | |
US2811254A (en) | Method for the beneficiation of phosphate ores | |
US6484883B1 (en) | Use of cupric chloride in zinc flotation | |
US3928185A (en) | Phenolaldimines as froth flotation reagents | |
CA1162663A (en) | Process for separating copper and iron minerals from molybdenite | |
RU2821082C1 (en) | Method for bulk flotation of polymetallic ores based on use of microemulsions |