RU2646268C1 - Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд - Google Patents

Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд Download PDF

Info

Publication number
RU2646268C1
RU2646268C1 RU2017112659A RU2017112659A RU2646268C1 RU 2646268 C1 RU2646268 C1 RU 2646268C1 RU 2017112659 A RU2017112659 A RU 2017112659A RU 2017112659 A RU2017112659 A RU 2017112659A RU 2646268 C1 RU2646268 C1 RU 2646268C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
fluorite
flotation
concentrate
calcite
amount
Prior art date
Application number
RU2017112659A
Other languages
English (en)
Inventor
Лидия Андреевна Киенко
Ольга Васильевна Воронова
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук
Priority to RU2017112659A priority Critical patent/RU2646268C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2646268C1 publication Critical patent/RU2646268C1/ru

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • B03D2203/04Non-sulfide ores

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Предложенное изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использован при флотационном обогащении бедных труднообогатимых карбонатно-флюоритовых руд с тонким прорастанием минеральных компонентов и высоким содержанием кальцита. Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд включает мокрое измельчение в присутствии регулятора среды - кальцинированной соды, до размера, обеспечивающего оптимальное раскрытие минеральных зерен, контактирование с жидким стеклом, основную стадию кондиционирования при температуре 18-28°C в течение 5-10 минут с собирателем - жирными кислотами таллового масла в смеси с комбинированным модификатором, последующую пенную флотацию с выделением чернового флюоритового концентрата в пенный продукт и перечистные операции флотации чернового концентрата с введением модификаторов. На основной стадии кондиционирования руды количество жирных кислот таллового масла составляет не менее 400 г/т. В качестве модификатора вводят фторид аммония в количестве 600-900 г/т и лигносульфонаты в количестве 200-400 г/т в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в исходной руде. На первой и второй стадиях перечистных операции флотации концентрата вводят в качестве модификаторов 100-200 г/т жидкого стекла, 50-150 г/т фторида аммония, 50-100 г/т лигносульфонатов в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в черновом концентрате. Технический результат - повышение эффективности процесса при флотационном обогащении бедных труднообогатимых карбонатно-флюоритовых руд с тонким прорастанием минеральных компонентов и высоким содержанием кальцита за счет повышения селективности флотации. 2 табл.

Description

Предлагаемое изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотационном обогащении бедных труднообогатимых карбонатно-флюоритовых руд с тонким прорастанием минеральных компонентов и высоким содержанием кальцита.
Известен способ флотации кальцито-флюоритовых руд [1], включающий кондиционирование измельченной руды с жидким стеклом, являющимся депрессором пустой породы, и жирными кислотами таллового масла в смеси с соапстоком твердым модифицированным.
Недостатком этого способа является то, что для получения марочного концентрата (ФФ-92) необходима пропарка полученного чернового концентрата при 60-70°С и не менее 7 перечисток с использованием жидкого стекла, что обуславливает высокие энергозатраты и тяжелые санитарно-гигиенические условия труда.
Известен способ минеральной флотации sulfosuccinamate с использованием депрессора [2], включающий мокрое измельчение руды, ее кондиционирование с депрессором пустой породы при 80°С и пенную флотацию, осуществляемую в две стадии в присутствии тетранатриевой соли N-n-октадецил-N-сукциниласпарагиновой кислоты (аспарала Ф), вводимой в количестве 0,07 фунта на тонну руды на каждой стадии, с выделением флюоритового концентрата в пенный продукт. Полученный черновой концентрат разбавляют, нагревают до 80°С и подвергают не менее чем пяти перечисткам с использованием упомянутого собирателя. При этом общий расход собирателя составляет не менее 0,39 фунта, т.е. около 177 г/т руды.
Недостатком способа является необходимость двукратного подогрева пульпы, приводящего к высоким энергозатратам и созданию тяжелых санитарно-гигиенических условий труда. При переработке бедных руд данный способ не обеспечит высокую степень извлечения флюорита в концентрат.
Известен способ обогащения флюоритовых руд [3], включающий мокрое измельчение и контактирование руды с депрессором пустой породы, кондиционирование подготовленной руды с собирателем - тетранатриевой солью N-n-октадецил-N-сукциноиласпарагиновой кислоты (аспаралом Ф), вводимым в количестве не менее 300 г/т руды, и активатором, в качестве которого используют фторид щелочного металла не менее 800 г/т руды, последующую пенную флотацию с выделением флюоритового концентрата в пенный продукт и перечистные операции флотации концентрата.
Недостатком способа является образование в ходе пенной флотации большого объема устойчивой пены, создающей трудности при транспортировке пульпы от операции к операции и обеспечению стабильности и непрерывности процесса. В целях равномерности процесса необходимо применение специальных пеногасящих устройств, дополнительных блок насосов и объемных желобов.
Наиболее близким к заявляемому способу является способ обогащения флюоритовых карбонатсодержащих руд [4], включающий мокрое измельчение и контактирование руды с депрессором пустой породы, кондиционирование подготовленной руды с собирателем - тетранатриевой солью N-n-октадецил-N-сукциноиласпарагиновой кислоты и фторидом щелочного металла, вводимого в количестве не менее 800 г/т руды, последующую пенную флотацию с выделением флюоритового концентрата в пенный продукт и перечистные операции флотации концентрата. При этом на стадии кондиционирования руды одновременно с тетранатриевой солью N-n-октадецил-N-сукциноиласпарагиновой кислоты и фторидом щелочного металла дополнительно вводят жирные кислоты таллового масла в количестве не менее 200 г/т. При этом тетранатриевая соль N-n-октадецил-N-сукциноиласпарагиновой кислоты подавалась в количестве 200-300 г/т руды, фторид щелочного металла вводят в количестве 500-600 г/т руды на стадии кондиционирования и дополнительно в количестве 100-200 г/т руды на каждой из двух первых перечистных операций. Поставленная задача решалась при использовании в качестве фторида щелочного металла фторида натрия либо фторида калия. Установлено, что наиболее предпочтительным с точки зрения эффективности и одновременно экономичности способа является кондиционирование пульпы при температуре 18-28°С.
Недостатком известного способа является снижение качества концентратов и извлечения флюорита в концентрат при снижении качества руд, особенно при снижении содержания в рудах флюорита и повышении содержания кальцита. Достаточно высокая эффективность действия фторида щелочного металла (Na), выполняющего в процессе разделения функцию модификатора (активация флюорита и депрессия кальцита одновременно) сохраняется до значения карбонатного модуля, представляющего собой соотношение содержания в руде флюорита и кальцита не ниже 1,6-1,8.
Технический результат предлагаемого способа заключается в повышении эффективности процесса при флотационном обогащении бедных труд-нообогатимых карбонатно-флюоритовых руд с тонким прорастанием минеральных компонентов и высоким содержанием кальцита за счет повышения селективности флотации.
Технический результат достигается за счет того, что в способе обогащения карбонатно-флюоритовых руд, включающем мокрое измельчение в присутствии регулятора среды - кальцинированной соды, до размера, обеспечивающего оптимальное раскрытие минеральных зерен, контактирование с жидким стеклом, основную стадию кондиционирования при температуре 18-28°С в течение 5-10 минут с собирателем - жирными кислотами таллового масла в смеси с комбинированным модификатором, последующую пенную флотацию с выделением чернового флюоритового концентрата в пенный продукт и перечистные операции флотации чернового концентрата с введением модификаторов, на основной стадии кондиционирования руды количество жирных кислот таллового масла составляет не менее 400 г/т, при этом в качестве модификатора вводят фторид аммония в количестве 600-900 г/т и лигносульфонаты в количестве 200-400 г/т в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в исходной руде, а на первой и второй стадиях перечистных операции флотации концентрата вводят в качестве модификаторов 100-200 г/т жидкого стекла, 50-150 г/т фторида аммония, 50-100 г/т лигносульфонатов в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в черновом концентрате.
Возможность формирования требуемой последовательности выполняемых действий предложенными средствами позволяет решить поставленную задачу, определяет новизну, промышленную применимость и изобретательский уровень разработки.
Способ осуществляют следующим образом.
Руда, после мокрого измельчения в присутствии регулятора среды - соды кальцинированной до размера, необходимого для раскрытия минеральных сростков, подвергалась контактированию с депрессором вмещающей породы - жидким стеклом.
Затем пульпа кондиционировалась при комнатной температуре с собирателем - жирными кислотами таллового масла в смеси с модификатором, представляющим собой сочетание фторида аммония и лигносульфонатов в течение 5-10 минут. При этом экспериментально обоснованное количество жирных кислот таллового масла составляет не менее 400 г/т, фторида аммония - не менее 600-900 г/т, лигносульфонатов не менее 200-400 г/т.
Далее проводят основную флотацию во флотационной машине при обычной температуре пульпы в течение 8-10 минут. Пенный продукт основной флотации является черновым флюоритовым концентратом. Камерный продукт направляют в отходы.
Полученный черновой концентрат подвергают нескольким перечисткам с дозировкой - на первой и второй стадиях перечистных операций 100-200 г/т жидкого стекла, 50-150 г/т фторида аммония, 50-100 г/т лигносульфонатов в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в черновом концентрате. В зависимости от содержаний флюорита и кальцита в исходной руде может осуществляться от пяти до семи перечисток.
Камерные продукты первой и второй перечисток выводят из схемы и сбрасывают в отходы. Промпродукты третьей и последующих перечисток сгущают и подвергают дополнительной флотации с введением собирателя в количестве 50-100 г/т фторида аммония 50-100 г/т, лигносульфонатов 50 г/т руды. Пенный продукт дофлотации подсоединяют к пенному продукту основной флотации следующей партии руды.
Результатом предлагаемого способа явилось повышение селективности флотации карбонатно-флюоритовых руд, в том числе бедных руд с карбонатным модулем ниже 1. В сравнении с экспериментами, поставленными с применением фторида натрия на аналогичном сырье, качество концентратов возросло на 1,39%, извлечение флюорита в концентрат на 6,41%. Результаты представлены в таблицах 1-2.
Figure 00000001
Повышение селективности разделения флюорита и кальцита при замене фторида щелочного металла (фторида натрия) на смесь фторида аммония с лигносульфонатами обеспечивается за счет нескольких факторов.
Диссоциация молекулы NH4F проходит гораздо более активно, чем молекулы NaF, что обусловлено более высокими показателями растворимости фторида аммония.
Figure 00000002
Кроме того, в связи с использованием в процессе флотации соды кальцинированной (Na2CO3), как регулятора среды на момент подачи фторида натрия в пульпе уже присутствуют катионы Na+, что способствует снижению скорости его диссоциации. В случае дозировки фторида аммония препятствий для активной диссоциации молекулы на анион F- и катион NH4 + нет. В результате повышается концентрация активных анионов F- в пульпе, активирующих флюорит и оказывающих депрессирующее действие на кальцит.
Более высокое содержание фтора в молекуле NH4F (51,3%), в сравнении с молекулой NaF (45,2%), также является фактором, обеспечивающим количественное преимущество анионов F- в пульпе.
Лигносульфонаты оказывают широкий спектр депрессирующего действия на кальцит, силикатные и другие минералы. Однако исследования показали, что применение лигносульфонатов в сочетании с фторидом натрия не обеспечивает столь высокого эффекта как с фторидом аммония. Это связано с тем, что технические лигносульфонаты представлены в основном лигносульфонатами натрия, что способствует снижению дифференциации комплексного взаимодействия его с натриево-фторидным соединением. В случае дозирования аммонийно-фтористого соединения показатели селективности существенно возрастают.
Предлагаемый способ повышает эффективность процесса при флотационном обогащении бедных труднообогатимых карбонатно-флюоритовых руд с тонким прорастанием минеральных компонентов и высоким содержанием кальцита за счет повышения селективности флотации. Решается проблема флотационного разделения флюорита и кальцита, обусловленная наличием в обоих минералах катиона Са2+.
Источники информации
1. Пат. РФ №2192314, МПК B03D 1/02, B03D 1/008, B03D 101:02, B03D 103:04. Способ флотации кальцито-флюоритовых руд [Текст] / Адосик Г.М. и др., заявитель - Иркутский гос. техн. университет; опубл. 10.11.2002.
2. Пат. США №3830366, МПК B03D 1/06. Mineral flotation with sulfosuccinamate and depressant. Day и др., заявитель - American Cyanamid Company; опубл. 20.08.1974 г.
3. Пат. РФ №2286850, МПК B03D 1/02. Способ обогащения флюоритовых руд / Киенко Л.А. и др., заявитель Институт горного дела ДВО РАН, опубл. 10.11.2006, бюл. №31.
4. Пат. РФ №2346749, МПК B03D 1/00. Способ обогащения флюоритовых карбонатсодержащих руд / Киенко Л.А. и др., заявитель Институт горного дела ДВО РАН, опубл. 20.02.2009, бюл. №5.

Claims (1)

  1. Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд, включающий мокрое измельчение в присутствии регулятора среды - кальцинированной соды, до размера, обеспечивающего оптимальное раскрытие минеральных зерен, контактирование с жидким стеклом, основную стадию кондиционирования при температуре 18-28°C в течение 5-10 минут с собирателем - жирными кислотами таллового масла в смеси с комбинированным модификатором, последующую пенную флотацию с выделением чернового флюоритового концентрата в пенный продукт и перечистные операции флотации чернового концентрата с введением модификаторов, отличающийся тем, что на основной стадии кондиционирования руды количество жирных кислот таллового масла составляет не менее 400 г/т, при этом в качестве модификатора вводят фторид аммония в количестве 600-900 г/т и лигносульфонаты в количестве 200-400 г/т в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в исходной руде, а на первой и второй стадиях перечистных операции флотации концентрата вводят в качестве модификаторов 100-200 г/т жидкого стекла, 50-150 г/т фторида аммония, 50-100 г/т лигносульфонатов в зависимости от содержаний флюорита и кальцита в черновом концентрате.
RU2017112659A 2017-04-12 2017-04-12 Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд RU2646268C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2017112659A RU2646268C1 (ru) 2017-04-12 2017-04-12 Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2017112659A RU2646268C1 (ru) 2017-04-12 2017-04-12 Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2646268C1 true RU2646268C1 (ru) 2018-03-02

Family

ID=61568759

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2017112659A RU2646268C1 (ru) 2017-04-12 2017-04-12 Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2646268C1 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109759240A (zh) * 2018-12-10 2019-05-17 中化地质矿山总局地质研究院 乳化剂在萤石选矿中的应用
CN114950737A (zh) * 2021-08-17 2022-08-30 内蒙古翔振矿业集团有限责任公司 一种方解石型萤石矿的选矿方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3830366A (en) * 1972-03-24 1974-08-20 American Cyanamid Co Mineral flotation with sulfosuccinamate and depressent
SU939091A1 (ru) * 1980-09-26 1982-06-30 Сибирский государственный проектный и научно-исследовательский институт цветной металлургии Способ флотации флюоритовых карбонатсодержащих руд
SU1764704A1 (ru) * 1990-03-29 1992-09-30 Всесоюзный научно-исследовательский институт химической технологии Способ селективной флотации карбонатных флюоритовых руд
RU2192314C1 (ru) * 2001-07-16 2002-11-10 Иркутский государственный технический университет Способ флотации кальцито-флюоритовых руд
CA2415988A1 (en) * 2002-02-22 2003-08-22 Sumiko Consultants Co., Ltd. Process for separation of bastnaesite from weathered bastnaesite bar ite fluorite ores
RU2286850C1 (ru) * 2005-06-23 2006-11-10 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук (Статус Государственного Учреждения) Способ обогащения флюоритовых руд
RU2346749C1 (ru) * 2007-09-11 2009-02-20 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук Способ обогащения флюоритовых карбонатсодержащих руд

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3830366A (en) * 1972-03-24 1974-08-20 American Cyanamid Co Mineral flotation with sulfosuccinamate and depressent
SU939091A1 (ru) * 1980-09-26 1982-06-30 Сибирский государственный проектный и научно-исследовательский институт цветной металлургии Способ флотации флюоритовых карбонатсодержащих руд
SU1764704A1 (ru) * 1990-03-29 1992-09-30 Всесоюзный научно-исследовательский институт химической технологии Способ селективной флотации карбонатных флюоритовых руд
RU2192314C1 (ru) * 2001-07-16 2002-11-10 Иркутский государственный технический университет Способ флотации кальцито-флюоритовых руд
CA2415988A1 (en) * 2002-02-22 2003-08-22 Sumiko Consultants Co., Ltd. Process for separation of bastnaesite from weathered bastnaesite bar ite fluorite ores
RU2286850C1 (ru) * 2005-06-23 2006-11-10 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук (Статус Государственного Учреждения) Способ обогащения флюоритовых руд
RU2346749C1 (ru) * 2007-09-11 2009-02-20 Институт Горного Дела Дальневосточного Отделения Российской Академии Наук Способ обогащения флюоритовых карбонатсодержащих руд

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109759240A (zh) * 2018-12-10 2019-05-17 中化地质矿山总局地质研究院 乳化剂在萤石选矿中的应用
CN114950737A (zh) * 2021-08-17 2022-08-30 内蒙古翔振矿业集团有限责任公司 一种方解石型萤石矿的选矿方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104084315B (zh) 一种萤石与钨浮选分离的选矿方法
CN105689149B (zh) 一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法
CN103990541B (zh) 一种利用钾长石品位差异化的选矿工艺
RU2564550C1 (ru) Способ флотации флюоритовых руд
CN103909017B (zh) 含有机炭质硅钙混合型胶磷矿浮选工艺
CN103301949B (zh) 稀土矿选矿用起泡剂及低品位难选稀土矿的常温选矿工艺
CN103240184B (zh) 稀土矿捕收剂、制备方法及低品位难选稀土矿的选矿工艺
RU2702560C2 (ru) Способ избирательной флотации каинита из минеральных смесей с использованием сульфатированных жирных кислот в качестве коллектора
LU505722B1 (en) Flotation reagent and flotation method for marmatite and jamesonite
RU2646268C1 (ru) Способ обогащения карбонатно-флюоритовых руд
RU2599113C1 (ru) Способ флотационного обогащения окисленных минералов железа
Xue et al. A systematic review of research advances in the interfacial regulation of magnesite flotation: Insights and perspectives
RU2648402C1 (ru) Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью
RU2286850C1 (ru) Способ обогащения флюоритовых руд
RU2360742C1 (ru) Способ флотации руд и поточная линия для его осуществления
RU2346749C1 (ru) Способ обогащения флюоритовых карбонатсодержащих руд
RU2192314C1 (ru) Способ флотации кальцито-флюоритовых руд
Titkov et al. Investigations of alkylmorpholines––collectors for a new halite flotation process
RU2237521C1 (ru) Способ флотационного обогащения калийных руд
CN104071794B (zh) 高纯石英粉碎中去除铁离子的方法及专用溶液调制斗
RU2496583C1 (ru) Модифицированный реагент для флотации цинксодержащих руд цветных металлов
WO2015042735A1 (zh) 一种浮选方解石型脉石磷矿物的组合调整剂及其使用方法
RU2569660C2 (ru) Способ флотации железосодержащих вольфрамовых минералов из хвостов гравитационного обогащения руд
CN109046757B (zh) 一种高钙细粒云母型钒矿的重选反浮选脱钙的选矿方法
CN102744156B (zh) 一种正浮选提取七水硫酸镁粗产品的生产工艺

Legal Events

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

Effective date: 20190413