RU2220773C1 - Method of processing microcline ores and products - Google Patents

Method of processing microcline ores and products Download PDF

Info

Publication number
RU2220773C1
RU2220773C1 RU2002123662/03A RU2002123662A RU2220773C1 RU 2220773 C1 RU2220773 C1 RU 2220773C1 RU 2002123662/03 A RU2002123662/03 A RU 2002123662/03A RU 2002123662 A RU2002123662 A RU 2002123662A RU 2220773 C1 RU2220773 C1 RU 2220773C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
microcline
product
concentrate
pulp
iron
Prior art date
Application number
RU2002123662/03A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
С.И. Иванков
Ю.С. Кушпаренко
Н.В. Петрова
Е.И. Любимова
С.В. Исаев
Л.И. Заживихина
Original Assignee
Всероссийский научно-исследовательский институт минерального сырья им. Н.М. Федоровского
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 Всероссийский научно-исследовательский институт минерального сырья им. Н.М. Федоровского filed Critical Всероссийский научно-исследовательский институт минерального сырья им. Н.М. Федоровского
Priority to RU2002123662/03A priority Critical patent/RU2220773C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2220773C1 publication Critical patent/RU2220773C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: concentration of minerals; production of high-quality microcline concentrates at high potassium modulus (Ka2O+NaO)/Na2O, 60-70. SUBSTANCE: proposed method includes conditioning of pulp with alkali ion composition regulator and cation collector, floatation of part of iron- containing minerals followed by magnetic separation of chamber floatation product, thus obtaining microcline product in non-magnetic fraction which is brought to state of high-grade concentrate. In performing conditioning process, foaming and modifying agents (water glass) are introduced at the following ratio 1: 3: 8 to 1;3.5:9. Magnetic separation is carried out at solid-to-liquid ratio of pulp from 1: 3 to 1:5 at intensity of magnetic field from 800 to 1150 kA/m; finishing of microcline product is performed by treatment at presence of hydrochloric acid at its consumption of from 52 to 60 kg per kg of microcline product and concentration from 10 to 15% at temperature of from 40 to 50 C; procedure is continued for 1-1.5 h. Proposed method makes it possible to obtain high-quality concentrate at potassium modulus not below 60 and conditioned by content of iron (no more than 0.2%). EFFECT: improved quality of concentrate. 2 cl, 1 dwg, 2 tbl

Description

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при получении высокосортных микроклиновых концентратов с высоким калиевым модулем (Ka2O+Na2O)/Na2O 60-70.The invention relates to the field of mineral processing and can be used to obtain high-grade microcline concentrates with a high potassium module (Ka 2 O + Na 2 O) / Na 2 O 60-70.

Известен способ переработки микроклиновых руд, включающий операции ручной рудоразборки, сухой классификации и сухой магнитной сепарации (Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики. М.: Недра, 1984, с. 344, рис.III.51).A known method of processing microcline ores, including manual picking, dry classification and dry magnetic separation (Reference ore dressing. Processing plants. M: Nedra, 1984, S. 344, Fig. III.51).

Недостатком известного способа является невысокий калиевый модуль <60 полученных микроклиновых концентратов, что не позволяет найти им рынок сбыта. Кроме того, ввиду необходимости проведения сухих операций рудоразборки, дробления, измельчения и классификации перед магнитной сепарацией этот способ в настоящее время является экономически и экологически нецелесообразным.The disadvantage of this method is the low potassium module <60 obtained microcline concentrates, which does not allow them to find a market. In addition, due to the need for dry operations of picking, crushing, grinding and classification before magnetic separation, this method is currently economically and environmentally impractical.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к изобретению является способ переработки микроклиновых руд и продуктов, включающей кондиционирование пульпы со щелочным регулятором ионного состава и катионным собирателем, флотацию железосодержащих минералов, последующую магнитную сепарацию камерного продукта флотации с получением в немагнитной фракции микроклинового продукта и его доводку до высокосортного концентрата (Технологическая оценка минерального сырья. Справочник, М.: Недра, 1995, с. 321).The closest in technical essence and the achieved result to the invention is a method of processing microcline ores and products, including conditioning pulp with an alkaline regulator of ionic composition and a cationic collector, flotation of iron-containing minerals, subsequent magnetic separation of the chamber flotation product to obtain a microcline product in a non-magnetic fraction and its refinement to high-grade concentrate (Technological evaluation of mineral raw materials. Handbook, M .: Nedra, 1995, p. 321).

К недостаткам известного способа следует отнести невысокое качество получаемого микроклинового концентрата по калиевому модулю (<60) и значительное содержание в нем вредной примеси - железа вследствие не эффективности применяемой технологии, что не позволяет достичь требуемых кондиций конечного продукта.The disadvantages of this method include the low quality of the obtained microcline concentrate in the potassium modulus (<60) and the significant content of harmful impurities in it - iron due to the inefficiency of the technology used, which does not allow to achieve the required conditions of the final product.

Технической задачей изобретения является создание технологии переработки микроклиновых руд и продуктов с целью получения высококачественного концентрата с калиевым модулем не ниже 60, кондиционного по содержанию в нем железа (не более 0,2%).An object of the invention is to create a technology for processing microcline ores and products in order to obtain a high-quality concentrate with a potassium module of not less than 60, conditioned by its iron content (not more than 0.2%).

Поставленная техническая задача решается таким образом, что в способе переработки микроклиновых руд и продуктов, включающем кондиционирование пульпы со щелочным регулятором ионного состава и катионным собирателем, флотацию части железосодержащих минералов, последующую магнитную сепарацию камерного продукта флотации с получением в немагнитной фракции микроклинового продукта и его доводку до высокосортного концентрата, в кондиционирование дополнительно вводят пенообразователь, модификатор - жидкое стекло при соотношении пенообразователя, катионного собирателя и жидкого стекла от 1:3:8 до 1:3,5:9, магнитную сепарацию проводят при соотношении Т:Ж пульпы от 1:3 до 1:5 при напряженности магнитного поля от 800 до 1150 кА/м, а доводку микроклинового продукта осуществляют обработкой в присутствии соляной кислоты при ее расходе от 52 до 60 кг на 1 кг микроклинового продукта, концентрации от 10 до 15%, температуре 40 до 50°С в течение от 1 до 1,5 часов, при этом в качестве пенообразователя используют эмульсию соснового масла, стабилизированную сульфонолом, а в качестве катионного собирателя применяют АНП-14.The stated technical problem is solved in such a way that in a method for processing microcline ores and products, including conditioning pulp with an alkaline ionic regulator and a cationic collector, flotation of a part of iron-containing minerals, subsequent magnetic separation of the chamber flotation product to obtain a microcline product in a nonmagnetic fraction and finishing it up high-grade concentrate, a foaming agent is additionally introduced into the conditioning, the modifier is liquid glass with a foam ratio holder, cationic collector and liquid glass from 1: 3: 8 to 1: 3,5: 9, magnetic separation is carried out at a ratio T: W of pulp from 1: 3 to 1: 5 with a magnetic field of 800 to 1150 kA / m and the refinement of the microcline product is carried out by treatment in the presence of hydrochloric acid at a flow rate of 52 to 60 kg per 1 kg of microcline product, a concentration of 10 to 15%, a temperature of 40 to 50 ° C for 1 to 1.5 hours, while an emulsion of pine oil stabilized with sulfonol is used as a foaming agent, and, as a cationic collector, nurse ANP-14.

Сущность заключается в следующем.The essence is as follows.

В результате проведенных исследований была установлена возможность получения высокосортного микроклинового концентрата по комбинированной технологии переработки микроклиновых руд и продуктов обогащения руд, содержащих микроклин.As a result of the studies, the possibility was established of obtaining high-grade microcline concentrate using the combined technology of processing microcline ores and enrichment products of ores containing microcline.

Получение высококачественного микроклинового концентрата осуществлялось по единой непрерывной технологии в три этапа. На первом этапе исходная руда или продукт обогащения микроклинсодержащей руды подвергалась флотации в присутствии строго определенного соотношения реагентов - модификатора (жидкое стекло), пенообразователя (эмульсии соснового масла, стабилизированной сульфонолом) и катионного собирателя (АНП-14), с выделением в пенный продукт темноцветных и части железосодержащих минералов. Как было установлено, только при определенном соотношении пенообразователя, собирателя и модификатора от 1:3:8 до 1:3,5:9 достигается наибольший эффект флотационного процесса - снижение содержания железа в микроклиновом продукте (камерный продукт флотации) с 6-8% Fe2O3общ до 1,5-1,8% при незначительных потерях собственно микроклина в пенном продукте.Obtaining high-quality microcline concentrate was carried out by a single continuous technology in three stages. At the first stage, the initial ore or microcline ore-dressing product was flotated in the presence of a strictly defined ratio of reagents - modifier (water glass), foaming agent (emulsion of pine oil stabilized with sulfonol) and cationic collector (ANP-14), with the separation of dark-colored and parts of iron-containing minerals. It was found that only with a certain ratio of foaming agent, collector and modifier from 1: 3: 8 to 1: 3,5: 9 the greatest effect of the flotation process is achieved - a decrease in the iron content in the microcline product (chamber flotation product) from 6-8% Fe 2 O 3total up to 1.5-1.8% with insignificant losses of the microcline per se in the foam product.

На втором этапе камерный продукт флотации подвергался магнитной сепарации с целью дальнейшего снижения содержания в нем железа. Эта операция проводилась при плотности пульпы Т:Ж от 1:3 до 1:5 и напряженности магнитного поля от 800 до 1150 кА/м. Экспериментальные исследования определили, что только при таких условиях мокрой магнитной сепарации происходит максимальное удаление железосодержащих минералов из микроклинового продукта. Это позволяет снизить содержание Fе2О3общ с 1,5-1,8% до 0,8-0,9% при минимальных потерях микроклина с магнитной фракцией (4-5%).At the second stage, the chamber flotation product was subjected to magnetic separation in order to further reduce the iron content in it. This operation was carried out at a pulp density T: W from 1: 3 to 1: 5 and a magnetic field strength from 800 to 1150 kA / m. Experimental studies have determined that only under such conditions of wet magnetic separation is the maximum removal of iron-containing minerals from the microcline product. This allows you to reduce the content of Fe 2 About 3 total from 1.5-1.8% to 0.8-0.9% with minimal losses of microcline with a magnetic fraction (4-5%).

Доводка микроклинового продукта осуществлялась с целью повышения калиевого модуля (не менее 60) и снижения содержания Fе2О3общ до 0,2% в условиях обменного выщелачивания, исключающих разложение микроклина за счет обработки соляной кислотой в установленном режиме. Проведенные исследования показали, что высокосортный микроклиновый концентрат с содержанием железа 0,1-0,15% и калиевым модулем не менее 60 получается при обработке соляной кислотой при ее расходе от 52 до 60 кг на кг микроклинового продукта и концентрации 10-15% при температуре 40-50°С в течение 1-1,5 часов.The refinement of the microcline product was carried out with the aim of increasing the potassium module (not less than 60) and reducing the content of Fe 2 O 3 total to 0.2% under conditions of exchange leaching, excluding the decomposition of microcline due to treatment with hydrochloric acid in the established mode. Studies have shown that a high-grade microcline concentrate with an iron content of 0.1-0.15% and a potassium module of at least 60 is obtained by treatment with hydrochloric acid at a flow rate of 52 to 60 kg per kg of microcline product and a concentration of 10-15% at a temperature 40-50 ° C for 1-1.5 hours.

Пример конкретной реализации изобретения поясняется со ссылкой на графический материал, где на чертеже изображена схема и параметры процессов переработки микроклиновых руд и продуктов.An example of a specific implementation of the invention is illustrated with reference to graphic material, where the drawing shows a diagram and parameters of the processing of microcline ores and products.

Исследования проводились на продуктах обогащения комплексной пирохлормикроклинитовой редкометалльной руды с содержаниями Fе2О3общ 6,5% при калиевом модуле 27-30 (отношение содержания (K2O+Na2O)/Na2O. В качестве исходного сырья являлись камерные продукты обогащения редкометального цикла флотации, измельченные до крупности - 0,1мм.The studies were carried out on the products of the enrichment of complex pyrochloremicroclinite rare metal ore with Fe 2 O 3 total contents of 6.5% with a potassium module of 27-30 (ratio of (K 2 O + Na 2 O) / Na 2 O. Chamber enrichment products were used as the feedstock rare-metal flotation cycle, crushed to a particle size of 0.1 mm.

Исходный материал (пульпа) подвергался кондиционированию в присутствии щелочного регулятора ионного состава едкого натра (до рН=9,6-9,8) с пенообразователем - эмульсией соснового масла, стабилизированной сульфонолом (50 г/т), катионным собирателем АНП-14 (150-175 г/т) и жидким стеклом (400-450 г/т). При этом соотношение пенообразователя, катионного собирателя и модификатора находится в пределах от 1:3:8 до 1:3,5:9. Далее проводят флотацию темноцветных и части железосодержащих минералов, а в камерном продукте сосредотачивается микроклиновый продукт с содержанием Fе2О3общ 1,7-1,9%, который направляется на магнитную сепарацию. Процесс магнитной сепарации осуществляют при плотности пульпы Т:Ж от 1:3 до 1:5 и напряженности магнитного поля от 800 до 1150 кА/м. При этом оставшаяся часть железосодержащих минералов переходит в магнитную фракцию, а в немагнитную - микроклиновый продукт при содержании в нем Fе2О3общ от 0,7 до 0,9% и калиевым модулем 50-56 для последующей доводки.The source material (pulp) was subjected to conditioning in the presence of an alkaline regulator of the ionic composition of caustic soda (up to pH = 9.6–9.8) with a foaming agent — an emulsion of pine oil stabilized with sulfonol (50 g / t), with a cationic collector ANP-14 (150 -175 g / t) and liquid glass (400-450 g / t). The ratio of the foaming agent, cationic collector and modifier is in the range from 1: 3: 8 to 1: 3.5: 9. Next, flotation of dark-colored and parts of iron-containing minerals is carried out, and the microcline product with the content of Fe 2 O 3 total 1.7-1.9% is concentrated in the chamber product, which is sent to magnetic separation. The magnetic separation process is carried out at a pulp density T: W from 1: 3 to 1: 5 and a magnetic field strength from 800 to 1150 kA / m. In this case, the remaining part of the iron-containing minerals passes into the magnetic fraction, and into the non-magnetic microcline product with a content of Fe 2 O 3 total from 0.7 to 0.9% and a potassium module 50-56 for subsequent refinement.

В таблице 1 приведены данные, подтверждающие обоснованность предложенного технического решения в операциях флотации и магнитной сепарации в сравнении с аналогом и прототипом.Table 1 shows the data confirming the validity of the proposed technical solution in flotation and magnetic separation operations in comparison with the analogue and prototype.

Анализ полученных результатов показывает, что только при оптимальных условиях описываемого способа (опыты 3, 4, 5) достигается максимальное снижение содержания железа (до 0,84%) в микроклиновом продукте при сохранении его необходимого количества (выход 45% от исходного).An analysis of the results shows that only under optimal conditions of the described method (experiments 3, 4, 5) is the maximum reduction in iron content (up to 0.84%) in the microcline product achieved while maintaining its required amount (yield 45% of the original).

При выходе за нижние пределы предложенного соотношения реагентов Т:Ж и напряженности магнитного поля (опыты 6, 7) содержание железа увеличивается до 1,5-1,8%, при этом выход микроклинового продукта составляет 37-40%. При выходе за верхние пределы предложенного способа (опыты 8, 9) содержание железа в микроклиновом продукте не меняется, а выход его также остается неизменным.When you go beyond the lower limits of the proposed ratio of reagents T: W and magnetic field strength (experiments 6, 7), the iron content increases to 1.5-1.8%, while the yield of microcline product is 37-40%. When going beyond the upper limits of the proposed method (experiments 8, 9), the iron content in the microcline product does not change, and its output also remains unchanged.

Доводка микроклинового продукта до высокосортного концентрата осуществлялась обработкой соляной кислотой при ее расходе от 52 до 60 кг на кг микроклинового продукта и концентрации 10-15%, температуре процесса 40-50°С в течение 1-1,5 часов. При этом получен высококачественный микроклиновый концентрат с калиевым модулем 63-70 и содержанием Fе2О3общ 0,09-0,1%.The microcline product was adjusted to a high-grade concentrate by treatment with hydrochloric acid at a flow rate of 52 to 60 kg per kg of microcline product and a concentration of 10-15%, a process temperature of 40-50 ° C for 1-1.5 hours. In this case, a high-quality microcline concentrate with a potassium module of 63-70 and a content of Fe 2 O 3 total of 0.09-0.1% was obtained .

В таблице 2 приведены данные, подтверждающие обоснованность предложенного технического решения в операции доводки микроклинового продукта в сравнении с аналогом и прототипом.Table 2 shows the data confirming the validity of the proposed technical solution in the operation of fine-tuning the microcline product in comparison with the analogue and prototype.

Анализ полученных результатов показывает, что только при оптимальных условиях описываемого способа (опыты 5-9) достигается получение высокосортного микроклинового концентрата с содержанием железа ≤0,1% и калиевым модулем 67-70. При выходе за нижние пределы предложенного режима доводки увеличивается содержание железа до 0,14-0,28%, а калиевый модуль снижается до 60.An analysis of the results shows that only under optimal conditions of the described method (experiments 5-9) is it possible to obtain a high-grade microcline concentrate with an iron content of ≤0.1% and a potassium module of 67-70. When going beyond the lower limits of the proposed refinement mode, the iron content increases to 0.14-0.28%, and the potassium module decreases to 60.

При выходе за верхние пределы предложенного режима доводки показатели процесса практически не изменяются, что показывает нецелесообразность увеличения параметров выщелачивания.When going beyond the upper limits of the proposed lapping mode, the process indicators practically do not change, which shows the inappropriateness of increasing the leaching parameters.

Таким образом, использование изобретения решает проблему получения из микроклиновых руд и продуктов обогащения высокосортных микроклиновых концентратов при значительном их выходе (45-46%) от исходного продукта.Thus, the use of the invention solves the problem of obtaining microcline ores and enrichment products of high-grade microcline concentrates with a significant yield (45-46%) of the starting product.

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

Figure 00000003
Figure 00000003

Claims (2)

1. Способ переработки микроклиновых руд и продуктов, включающий кондиционирование пульпы с щелочным регулятором ионного состава и катионным собирателем, флотацию части железосодержащих минералов, последующую магнитную сепарацию камерного продукта флотации с получением в немагнитной фракции микроклинового продукта и его доводку до высокосортного концентрата, отличающуюся тем, что в кондиционирование дополнительно вводят пенообразователь и модификатор жидкое стекло при соотношении пенообразователя, катионного собирателя и жидкого стекла от 1:3:8 до 1:3,5:9, магнитную сепарацию проводят при соотношении Т:Ж пульпы от 1:3 до 1:5 при напряженности магнитного поля от 800 до 1150 кА/м, а доводку микроклинового продукта осуществляют обработкой в присутствии соляной кислоты при ее расходе от 52 до 60 кг на 1 кг микроклинового продукта и концентрации от 10 до 15%, температуре от 40 до 50°С в течение от 1 до 1,5 ч.1. A method of processing microcline ores and products, including conditioning pulp with an alkaline ionic regulator and a cationic collector, flotation of a portion of iron-containing minerals, subsequent magnetic separation of the chamber flotation product to obtain a microcline product in a non-magnetic fraction and refinement to a high-grade concentrate, characterized in that a foaming agent and a liquid glass modifier are additionally introduced into the conditioning with the ratio of the foaming agent, cationic collector and liquid glass from 1: 3: 8 to 1: 3,5: 9, magnetic separation is carried out at a ratio of T: W pulp from 1: 3 to 1: 5 with a magnetic field of 800 to 1150 kA / m, and the microcline product is refined processing in the presence of hydrochloric acid at a flow rate of 52 to 60 kg per 1 kg of microcline product and a concentration of 10 to 15%, a temperature of 40 to 50 ° C for 1 to 1.5 hours 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве пенообразователя используют эмульсию соснового масла, стабилизированную сульфонолом, а в качестве катионного собирателя применяют АНП-14.2. The method according to claim 1, characterized in that as a foaming agent, a sulfonol stabilized pine oil emulsion is used, and ANP-14 is used as a cationic collector.
RU2002123662/03A 2002-09-05 2002-09-05 Method of processing microcline ores and products RU2220773C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2002123662/03A RU2220773C1 (en) 2002-09-05 2002-09-05 Method of processing microcline ores and products

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2002123662/03A RU2220773C1 (en) 2002-09-05 2002-09-05 Method of processing microcline ores and products

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2220773C1 true RU2220773C1 (en) 2004-01-10

Family

ID=32091656

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2002123662/03A RU2220773C1 (en) 2002-09-05 2002-09-05 Method of processing microcline ores and products

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2220773C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102755927A (en) * 2012-06-25 2012-10-31 河北钢铁集团矿业有限公司 Method for improving recovery ratio of metal in process of iron ore beneficiation
CN103846154A (en) * 2012-12-05 2014-06-11 核工业北京地质研究院 Method of recycling tin, niobium and tantalum from smelted tailings

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
БЕТЕХТИН А.Г. Курс минералогии. Госгеолтехиздат. - М.: 1961, с.462-463. АБРАМОВ А.А. и др. Обогащение руд цветных и редких металлов в странах Азии, Африки и Латинской Америки. - М.: Недра, 1991, с. 134-135. *
Технологическая оценка минерального сырья. Справочник. - М.: Недра, 1995, с. 321. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102755927A (en) * 2012-06-25 2012-10-31 河北钢铁集团矿业有限公司 Method for improving recovery ratio of metal in process of iron ore beneficiation
CN103846154A (en) * 2012-12-05 2014-06-11 核工业北京地质研究院 Method of recycling tin, niobium and tantalum from smelted tailings

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105517713B (en) Method for enriching monazite apatite paragenic ore
RU2350396C2 (en) Method of flotation concentration of cake of sulphuric acid leaching of copper ore
CN1718779A (en) Preparation method of super iron concentrate
CN111715399B (en) Pretreatment method of high-calcium high-magnesium fine-particle embedded scheelite
CN111389598B (en) Method for recovering mica and feldspar quartz from rare metal ore dressing tailings
CN104028369A (en) Ore dressing method for improving ore dressing recovery rate of low-grade refractory specularite
CN110369147A (en) The method for floating that a kind of ore of easy floating gangue inhibitor, a kind of gold mineral are separated with ore of easy floating gangue
CN114247559A (en) Tailing-free ore dressing method for lithium ore recovery
CN104858066B (en) A kind of direct reverse flotation technique for preparing high-purity iron concentrate
CN109894281B (en) Fluorite flotation collector and preparation method and application thereof
RU2220773C1 (en) Method of processing microcline ores and products
CN107127046A (en) A kind of rutile chats comprehensive utilization process
RU2569394C1 (en) Method of flotation concentration of rare-metal ores
CN110882827A (en) Mineral processing method for improving quality and removing impurities from flotation niobium concentrate
CN113877719B (en) Method for recovering quartz and enriching tungsten from gold tailings
JPS63205164A (en) Production of high purity quartz concentrate
CN112317137B (en) Medicament for producing fluorite from fine complex embedded barred ore of bayan obo
CN112619878B (en) Comprehensive recovery process for iron symbiotic nonferrous metal copper, lead and zinc
Taheri Iron removal from kaolin by oxalic acid using a novel pre-agitating and high-pressure washing technique
RU2343006C2 (en) Method for floatation dressing of magnetite concentrates
SU1017386A1 (en) Method of recovering cryolite from rareearth metal raw material
RU2799219C1 (en) Method for extraction of low-dimensional structures of noble metals from carbon feedstock
RU2737769C1 (en) Apatite ore dressing method
SU1577847A1 (en) Method of flotation of talc-containing ores
CN112871461B (en) Tantalum-niobium ore collector composition and flotation method of tantalum-niobium rough concentrate

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20060906