RU2167001C2 - Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals - Google Patents
Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2167001C2 RU2167001C2 RU99114312A RU99114312A RU2167001C2 RU 2167001 C2 RU2167001 C2 RU 2167001C2 RU 99114312 A RU99114312 A RU 99114312A RU 99114312 A RU99114312 A RU 99114312A RU 2167001 C2 RU2167001 C2 RU 2167001C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- oil
- stage
- soluble
- sulfonates
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 54
- -1 platinum metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 50
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 39
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 39
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 15
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 15
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 13
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 title abstract description 26
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 26
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 71
- 125000003396 thiol group Chemical group [H]S* 0.000 claims abstract description 32
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- 150000003871 sulfonates Chemical class 0.000 claims abstract description 25
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 15
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 8
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims abstract description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 3
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 claims description 6
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 claims description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 33
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 10
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 8
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 abstract 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 abstract 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 abstract 1
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 32
- BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M sulfonate Chemical compound [O-]S(=O)=O BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 19
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 18
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 18
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 18
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 18
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 16
- 230000008569 process Effects 0.000 description 16
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 10
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 8
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 6
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 6
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 6
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 6
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 6
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 6
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 5
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 5
- 125000000020 sulfo group Chemical group O=S(=O)([*])O[H] 0.000 description 5
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002283 diesel fuel Substances 0.000 description 4
- 239000010705 motor oil Substances 0.000 description 4
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 241000566515 Nedra Species 0.000 description 3
- 230000009471 action Effects 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical class CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 150000003460 sulfonic acids Chemical class 0.000 description 3
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 3
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 2
- 229910052788 barium Inorganic materials 0.000 description 2
- DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N barium atom Chemical compound [Ba] DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 125000000484 butyl group Chemical group [H]C([*])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])[H] 0.000 description 2
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003209 petroleum derivative Substances 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005299 abrasion Methods 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000006735 deficit Effects 0.000 description 1
- 239000002270 dispersing agent Substances 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 239000003502 gasoline Substances 0.000 description 1
- 230000012010 growth Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 125000000959 isobutyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])(C([H])([H])[H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- 125000001449 isopropyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])(*)C([H])([H])[H] 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 125000000740 n-pentyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- 239000003498 natural gas condensate Substances 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 1
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000003014 reinforcing effect Effects 0.000 description 1
- 229910052712 strontium Inorganic materials 0.000 description 1
- CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N strontium atom Chemical compound [Sr] CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical class [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002195 synergetic effect Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001238 wet grinding Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, и может быть использовано при коллективной флотации сульфидов из полиметаллических железосодержащих материалов в комбинированных автоклавно-флотационных технологиях обогащения сульфидного сырья. The invention relates to the field of mineral processing, in particular to flotation concentration of sulfide copper-nickel ores containing platinum group metals, and can be used for collective flotation of sulfides from polymetallic iron-containing materials in combined autoclave-flotation technologies for the concentration of sulfide raw materials.
Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых вкрапленных руд, включающий пульпирование и измельчительно-реагентное кондиционирование руды с бутиловым ксантогенатом, введение в пульпу вспенивателя и двухстадийное выделение сульфидов цветных металлов флотацией в коллективные концентраты с промежуточным доизмельчением и кондиционированием чернового коллективного концентрата первой стадии флотации и выводом минералов пустой породы в отвальные хвосты (Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983. - С.239-242). A known method of enrichment of sulfide copper-nickel disseminated ores, including pulping and grinding-reagent conditioning of ore with butyl xanthate, introducing a blowing agent into the pulp and two-stage separation of non-ferrous metal sulfides by flotation in collective concentrates with intermediate regrinding and conditioning of the rough collective concentration and first stage concentrate waste rock in dump tailings (Polkin S.I., Adamov E.V. Enrichment of non-ferrous metal ores. - M .: Nedra, 1983. - S. 239-242).
Недостатком известного способа являются значительные потери цветных и платиновых металлов с отвальными хвостами обогащения в виде тонкодисперсных шламов. Увеличение расхода сульфгидрильного собирателя в данном способе не обеспечивает заметного улучшения показателя целевого извлечения ценных компонентов, при этом резко снижается качество флотоконцентратов и ухудшаются экономические показатели их получения и последующей пирометаллургической переработки. The disadvantage of this method is the significant loss of non-ferrous and platinum metals with waste tailings in the form of fine sludge. The increase in the consumption of sulfhydryl collector in this method does not provide a noticeable improvement in the target recovery of valuable components, while the quality of flotation concentrates decreases sharply and the economic indicators of their production and subsequent pyrometallurgical processing are worsened.
Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ коллективной флотации сульфидов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов, включающий предварительную подготовку материала к флотации, введение в пульпу нефтеорганического маслорастворимого серусодержащего реагента и сульфгидрильного собирателя и выделение ценных металлов в пенный продукт - коллективный концентрат, а минералов пустой породы - в хвосты. При этом в качестве нефтеорганического маслорастворимого серусодержащего реагента используют сульфокислоты и/или их соли - сульфонаты щелочноземельных металлов - при массовом соотношении с сульфгидрильным собирателем (0,005 - 0,10):1 соответственно. Нефтеорганический маслорастворимый серусодержащий реагент в известном способе подают в процесс единовременно - в "голову" флотации (Заявка на изобретение N 95.110.951/03 с приор. от 27.06.95 г. Положит. решение от 16.01.97 г.) - ПРОТОТИП. The closest to the proposed method for the totality of the characteristics and the achieved result is a method of collective flotation of sulfides containing noble metals from polymetallic iron-containing materials, including preliminary preparation of the material for flotation, introducing an oil-soluble oil-soluble sulfur-containing reagent and sulfhydryl collector into the pulp and releasing valuable metals into the foam product - collective concentrate, and waste minerals - in tails. At the same time, sulfonic acids and / or their salts — alkaline earth metal sulfonates — are used as the oil-organic oil-soluble sulfur-containing reagent when the mass ratio with the sulfhydryl collector is (0.005-0.10): 1, respectively. The oil-soluble, oil-soluble sulfur-containing reagent in the known method is fed into the process at a time - in the "head" of flotation (Application for invention No. 95.110.951 / 03 with prior dated June 27, 1995; Positive decision dated January 16, 1997) - PROTOTYPE.
Недостатком известного способа является то, что при двух- и более стадийных схемах флотации он не дает возможности получить высокие технологические показатели даже при увеличении расхода сульфгидрильного собирателя и маслорастворимого серусодержащего реагента. Этот недостаток особенно сильно ощущается в схемах обогащения с промежуточным доизмельчением черновых концентратов и высоким выходом камерного продукта. Сущность его связана с природой взаимодействия маслорастворимых сульфокислот и их солей с флотируемыми минералами, характеризующимися равновесным состоянием:
Фиксированное закрепление сульфосоединения на определенном участке минерала осложняет перераспределение данного реагента при доизмельчении концентрата и образовании новых поверхностей. Это приводит к образованию пространственно неоднородных гидрофобизующих покрытий на поверхности извлекаемых минеральных частиц, что, в свою очередь, ухудшает кинетику процесса формирования и прочность образующегося флотокомплекса. Кроме того, вывод камерного продукта, содержащего структурно свободные ионы сульфосоединения, смещает равновесие (1) влево - в сторону разложения гидрофобного комплекса. Оба этих фактора создают дефицит гидрофобизующего воздействия на завершающих стадиях флотационного процесса и по условиям технологии не могут быть скомпенсированы за счет увеличения общего расхода реагентов-собирателей или повышения доли маслорастворимых сульфосоединений в их смеси с сульфгидрильным собирателем:
- при увеличении общего расхода сульфгидрильного собирателя и маслорастворимых соединений, подаваемых на первую стадию флотации, резко снижается качество получаемого чернового концентрата и увеличивается себестоимость получаемых концентратов;
- при повышении массовой доли маслорастворимых сульфосоединений заметно ухудшаются реологические характеристики пенных продуктов (образуется чрезмерно устойчивая пена) и при отсутствии в схеме жесткой термообработки осложняется процесс селекции получаемого коллективного концентрата.The disadvantage of this method is that with two or more stage flotation schemes, it does not make it possible to obtain high technological performance even with an increase in the consumption of sulfhydryl collector and oil-soluble sulfur-containing reagent. This disadvantage is especially felt in enrichment schemes with intermediate regrinding of rough concentrates and a high yield of chamber product. Its essence is connected with the nature of the interaction of oil-soluble sulfonic acids and their salts with floated minerals characterized by an equilibrium state:
The fixed fixation of sulfonic compounds in a certain area of the mineral complicates the redistribution of this reagent during regrinding of the concentrate and the formation of new surfaces. This leads to the formation of spatially heterogeneous hydrophobizing coatings on the surface of the recoverable mineral particles, which, in turn, impairs the kinetics of the formation process and the strength of the resulting flotation complex. In addition, the withdrawal of a chamber product containing structurally free sulfonic acid ions shifts the equilibrium (1) to the left - towards the decomposition of the hydrophobic complex. Both of these factors create a deficit of hydrophobic effect at the final stages of the flotation process and cannot be compensated according to the technology conditions due to an increase in the total consumption of collector reagents or an increase in the proportion of oil-soluble sulfo compounds in their mixture with a sulfhydryl collector:
- with an increase in the total consumption of sulfhydryl collector and oil-soluble compounds supplied to the first stage of flotation, the quality of the resulting crude concentrate sharply decreases and the cost of the resulting concentrates increases;
- with an increase in the mass fraction of oil-soluble sulfo compounds, the rheological characteristics of the foam products noticeably deteriorate (an excessively stable foam is formed), and in the absence of a rigid heat treatment, the selection process of the resulting collective concentrate is complicated.
Задача, решаемая изобретением, заключается в разработке эффективного режима подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов в процесс флотации с целью улучшения показателей обогащения сульфидных медно-никелевых руд. The problem solved by the invention is to develop an effective regime for supplying oil-soluble alkaline earth metal sulfonates to the flotation process in order to improve the enrichment indicators of sulfide copper-nickel ores.
Технический результат, достигаемый при использовании изобретения, состоит в повышении извлечения цветных и платиновых металлов в целевые флотоконцентраты при одновременном сокращении расхода сульфгидрильного собирателя за счет изменения схемы подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и их соотношения с сульфгидрильным собирателем. The technical result achieved by using the invention is to increase the extraction of non-ferrous and platinum metals in the target flotation concentrates while reducing the consumption of sulfhydryl collector by changing the supply scheme of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates and their ratio with sulfhydryl collector.
Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, включающем измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты, согласно изобретению, маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода, при этом массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035):1. The problem is solved in that in the method of beneficiation of sulfide copper-nickel ores containing platinum group metals, including grinding and conditioning the material with a sulfhydryl collector, introducing oil-soluble alkaline earth metal sulfonates and a blowing agent into the pulp, and the stepwise separation of sulfides by flotation into foam products, and minerals waste rock - in the tails, according to the invention, oil-soluble alkaline earth metal sulfonates are introduced into the first flotation stage in an amount . Ulation 55-90 wt% of the total flow, wherein the weight ratio of oil soluble sulfonates of alkaline earth metals to the sulfhydryl collector in each stage flotation is (0,0005-0,0035): 1.
Другим отличием способа является то, что маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводятся в пульпу в виде водных эмульсий, содержащих 0,01-0,5 мас.% дисперсной фазы. Another difference of the method is that the oil-soluble sulfonates of alkaline earth metals are introduced into the pulp in the form of aqueous emulsions containing 0.01-0.5 wt.% Of the dispersed phase.
В процессе создания изобретения было установлено, что при стадийной схеме обогащения сульфидных медно-никелевых руд, особенно при наличии цикла промежуточного доизмельчения, наиболее высокие показатели достигаются в случае дробной подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов. Это обусловлено повышением однородности распределения маслорастворимых сульфосоединений между частицами извлекаемых минералов на конечных стадиях флотационного обогащения. Особенно значимо сказывается показатель распределения между первой стадией обогащения и суммой всех последующих стадий, который количественно можно выразить в виде доли сульфосоединений, вводимых на первую стадию обогащения, от их суммарного расхода в данный процесс. Для всех экспериментов было характерным, что режим распределения остального количества сульфосоединений между конечными стадиями флотационного обогащения заметного влияния на показатели флотации не оказывает. Кроме этого, исследования показали, что наиболее высокие показатели достигаются при условии, когда в каждой стадии флотации расход сульфосоединений количественно связан с расходом сульфгидрильного собирателя. In the process of creating the invention, it was found that with the stage-by-stage scheme for the enrichment of sulfide copper-nickel ores, especially in the presence of an intermediate regrinding cycle, the highest rates are achieved in the case of a fractional supply of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates. This is due to an increase in the uniformity of the distribution of oil-soluble sulfonic compounds between particles of recoverable minerals at the final stages of flotation enrichment. The distribution indicator between the first stage of enrichment and the sum of all subsequent stages, which can be quantitatively expressed as the fraction of sulfo compounds introduced into the first stage of enrichment, from their total consumption in this process, is especially significant. It was characteristic of all experiments that the distribution mode of the remaining amount of sulfo compounds between the final stages of flotation enrichment did not significantly affect the flotation indices. In addition, studies have shown that the highest rates are achieved provided that at each stage of flotation the flow of sulfo compounds is quantitatively related to the flow of sulfhydryl collector.
Экспериментально установлено, что оптимальный расход маслорастворимых сульфосоединений, подаваемых на первую стадию флотации, составляет 55-90 мас.% от их общего расхода. При расходе менее 55 мас.% потери цветных и платиновых металлов с хвостами обогащения медно-никелевой руды выше, чем в способе-прототипе. При расходе сульфосоединений на первую стадию флотации более 90 мас. % от их общего расхода снижается качество получаемого флотоконцентрата, а целевое извлечение ценных металлов и расход сульфгидрильного собирателя приближается к уровню, достигаемому в способе-прототипе. It was experimentally established that the optimal consumption of oil-soluble sulfonic compounds fed to the first flotation stage is 55-90 wt.% Of their total consumption. At a flow rate of less than 55 wt.%, The loss of non-ferrous and platinum metals with tailings of copper-nickel ore dressing is higher than in the prototype method. When the consumption of sulfonic compounds in the first stage of flotation is more than 90 wt. % of their total consumption decreases the quality of the resulting flotation concentrate, and the target extraction of valuable metals and the consumption of sulfhydryl collector approaches the level achieved in the prototype method.
Наиболее высокие показатели процесса достигаются при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов к сульфгидрильному собирателю соответственно (0,0005-0,0035): 1. За пределами указанного диапазона показатели обогащения резко снижаются. При соотношении менее 0,0005:1 увеличиваются потери ценных компонентов с хвостами флотации и повышается расход сульфгидрильного собирателя. При соотношении более 0,0035:1 снижается качество получаемых флотоконцентратов. The highest process results are achieved with a mass ratio of oil-soluble sulfonates to sulfhydryl collector, respectively (0.0005-0.0035): 1. Outside the specified range, enrichment rates sharply decrease. With a ratio of less than 0.0005: 1, the loss of valuable components with flotation tails increases and the consumption of sulfhydryl collector increases. With a ratio of more than 0.0035: 1, the quality of the resulting flotation concentrates decreases.
Режим дозировки маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и их массовое отношение к сульфгидрильному собирателю зависят от целого ряда параметров процесса: структурно-минералогических и дисперсно-флотационных характеристик исходного питания флотации: типа катиона в молекуле применяемых сульфонатов, кондиций получаемых продуктов, аэрационных характеристик оборудования и др. факторов. Конкретный режим распределения сульфонатов по стадиям процесса и соотношение реагентов подбирают эмпирическим путем, варьируя их расходы в зависимости от заданного состава пенных продуктов и извлечения в них ценных компонентов. The dosage regimen of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates and their mass ratio to the sulfhydryl collector depend on a number of process parameters: structural-mineralogical and dispersion-flotation characteristics of the flotation feed: the type of cation in the molecule of the sulfonates used, the conditions of the products obtained, the aeration characteristics of the equipment, and other factors . The specific mode of distribution of sulfonates over the stages of the process and the ratio of reagents are selected empirically, varying their costs depending on the given composition of foam products and the extraction of valuable components in them.
Маслорастворимые сульфонаты получают нейтрализацией "красных" сульфокислот гидроксидами щелочноземельных металлов - кальция, магния, бария и стронция. Экспериментально установлено, что применение маслорастворимых сульфонатов в сочетании с сульфгидрильными собирателями сопровождается эффектом синергизма, выражающегося в том, что воздействие указанной комбинации реагентов на флотируемость сульфидов оказывается значительно большим, чем можно было ожидать в случае их аддитивного действия. При этом эффект увеличения флотационной активности сульфидов значительно усиливается, когда сульфонаты в процесс флотации подают дробно, добавляя 55-90 мас.% от их общего расхода в первую стадию. Oil-soluble sulfonates are obtained by neutralizing “red” sulfonic acids with hydroxides of alkaline earth metals - calcium, magnesium, barium and strontium. It was experimentally established that the use of oil-soluble sulfonates in combination with sulfhydryl collectors is accompanied by a synergistic effect, which manifests itself in the fact that the effect of this combination of reagents on the floatability of sulfides is much greater than might be expected if they were additive. Moreover, the effect of increasing the flotation activity of sulfides is significantly enhanced when sulfonates are fed fractionally into the flotation process, adding 55-90 wt.% Of their total consumption to the first stage.
Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов предпочтительно применять в виде промышленно выпускаемых детергентно-диспергирующих присадок к моторным маслам, например: СБ-3 (ГОСТ 10534-78); ПСМЯ (кальциевая, ГОСТ 12418-66); ПСМЯ (бариевая, ТУ 38101574-75); СК-3 (ТУ 38101111-71); С-300(ТУ 38101444-74); ДП-4 (ТУ 0257-003-13230476-94) и др. В таблице приведены результаты флотации с применением присадки ДП-4, представляющей собой концентрат маслорастворимых сульфонатов кальция, получаемых на базе масляного дистиллята. Oil-soluble sulfonates of alkaline earth metals are preferably used in the form of industrially produced detergent-dispersant additives for motor oils, for example: SB-3 (GOST 10534-78); PSMYA (calcium, GOST 12418-66); PSMYA (barium, TU 38101574-75); SK-3 (TU 38101111-71); S-300 (TU 38101444-74); DP-4 (TU 0257-003-13230476-94) and others. The table shows the results of flotation using the additive DP-4, which is a concentrate of oil-soluble calcium sulfonates obtained on the basis of oil distillate.
В предлагаемом способе сульфонаты щелочноземельных металлов могут также использоваться в составе товарных нефтепродуктов, например в составе моторных масел (ГОСТ 17479-72), применяемых для смазки двигателей внутреннего сгорания. Из них наиболее предпочтительны масла группы "Д" (например, М-8Д, М-10Д, М-20Д и др.), содержащие до 20% сульфонатной присадки. Учитывая высокую стоимость и дефицитность всех видов моторных масел, в предлагаемом способе в качестве носителя маслорастворимых сульфонатов могут использоваться нефтепродукты группы ММО (масла моторные, отработанные по ГОСТ 21046-86), содержащие повышенный процент сульфонатной присадки. In the proposed method, alkaline earth metal sulfonates can also be used as part of marketable petroleum products, for example, as part of motor oils (GOST 17479-72) used to lubricate internal combustion engines. Of these, “D” group oils are most preferred (for example, M-8D, M-10D, M-20D, etc.) containing up to 20% sulfonate additives. Given the high cost and scarcity of all types of motor oils, in the proposed method, oil products of the IMO group (motor oils worked out in accordance with GOST 21046-86) containing an increased percentage of sulfonate additives can be used as a carrier of oil-soluble sulfonates.
Применение продуктов, содержащих маслорастворимые сульфонаты, наиболее эффективно в виде тонкодисперсных водных эмульсий с концентрацией дисперсной фазы ~ 0,01-0,5 мас. %. Использование низкоконцентрированных эмульсий (содержание дисперсной фазы менее 0,01%) нецелесообразно, поскольку ухудшает водно-шламовый баланс и при этом не дает дополнительных технологических преимуществ. Концентрированные эмульсии (более 0,5 мас.% ) коалесцентно неустойчивы, что снижает эффективность использования сульфонатов и увеличивает их расход. Ввиду повышенной вязкости сульфонатов их целесообразно применять в органических разбавителях - керосине, газовом конденсате, дистиллятных дизельных топливах и др. The use of products containing oil-soluble sulfonates is most effective in the form of finely divided aqueous emulsions with a concentration of the dispersed phase of ~ 0.01-0.5 wt. % The use of low-concentrated emulsions (the content of the dispersed phase is less than 0.01%) is impractical because it worsens the water-sludge balance and does not provide additional technological advantages. Concentrated emulsions (more than 0.5 wt.%) Are coalescent unstable, which reduces the efficiency of the use of sulfonates and increases their consumption. Due to the increased viscosity of sulfonates, it is advisable to use them in organic diluents - kerosene, gas condensate, distillate diesel fuels, etc.
Использование предлагаемого способа обеспечит наибольший эффект при стадийной флотации "упорных" сульфидсодержащих материалов, характеризующихся повышенным содержанием тонкодисперсных шламов, а также при флотации грубодисперсных полиминеральных сростков и крупных зерен извлекаемых минералов. Объектами подобного рода являются: труднообогатимые тонковкрапленные легкошламующиеся руды; медистые руды медно- никелевых месторождений; шламы отходов обогащения сульфидных руд; сульфидные медно-никелевые руды с тонким взаимным прорастанием пентландита и пирротина; вкрапленные медно-никелевые руды интруззивных месторождений, содержащие легкошламующиеся минералы металлов платиновой группы (сперрилит и др.), и др. материалы. Using the proposed method will provide the greatest effect in the staged flotation of “refractory” sulfide-containing materials, characterized by an increased content of fine sludge, as well as in the flotation of coarse polymineral aggregates and large grains of recoverable minerals. Objects of this kind are: refractory finely disseminated, easily slurry ores; cuprous ores of copper-nickel deposits; sulphide ore dressing sludge; sulfide copper-nickel ores with fine intergrowth of pentlandite and pyrrhotite; disseminated copper-nickel ores of intrusive deposits containing easily slurry minerals of platinum group metals (sperrylite, etc.), and other materials.
Сведения об использовании дробной подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов в процессах стадийной флотации сульфидных материалов при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены. Information on the use of a fractional feed of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates in the staged flotation of sulfide materials in the study of patent and scientific literature has not been identified.
Известна дробная подача сульфгидрильного реагента-собирателя в технологии обогащения вкрапленной медно-никелевой руды, содержащей металлы платиновой группы. При этом доля сульфгидрильного собирателя (бутилового ксантогената), вводимого на первую стадию флотации, составляет ~ 61 мас.% от его общего расхода на обогащение (Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983. - С. 240-242). Вместе с тем, данный признак по своей сути принципиально отличается от аналогичного признака в заявленном техническом решении и имеет с ним лишь внешнее (формальное) сходство. Необходимость дробной подачи сульфгидрильного собирателя в известном способе в основном связана с физико-химическими особенностями самого реагента и химическими процессами, протекающими при его взаимодействии с компонентами флотационной системы, в то время как дробная подача маслорастворимых сульфонатов в предлагаемом способе вызвана, главным образом, особенностями изменений гранулометрической и структурной характеристик извлекаемых минералов, связанных с воздействием на них в ходе обработки механических факторов. В частности, известно, что сульфгидрильные собиратели класса ксантогенатов в реальных флотационных системах способны вступать во взаимодействие с ионами тяжелых металлов, окисляться и гидролитически разлагаться с образованием продуктов, либо совсем не обладающих собирательным действием либо обладающих собирательным действием значительно более низким, чем сами ксантогенаты. К числу последних относятся: тритиокарбонаты (ТТК), диксантогенид, монотиокарбонаты (МТК), ксантогенаты тяжелых металлов (меди, никеля) и др. соединения. (Хан Г. А. , Габриелова Л.И., Власова Н.С. Флотационные реагенты и их применение. - М.: Недра, 1986, - С.38-46). Known fractional supply of sulfhydryl reagent-collector in the technology of beneficiation of disseminated copper-nickel ore containing platinum group metals. The share of the sulfhydryl collector (butyl xanthate) introduced into the first flotation stage is ~ 61 wt.% Of its total enrichment consumption (Polkin S.I., Adamov E.V. Enrichment of non-ferrous metal ores. - M .: Nedra , 1983. - S. 240-242). At the same time, this feature is fundamentally different from a similar feature in the claimed technical solution and has only external (formal) similarities with it. The need for a fractional supply of sulfhydryl collector in the known method is mainly associated with the physicochemical characteristics of the reagent itself and the chemical processes that occur during its interaction with the components of the flotation system, while the fractional supply of oil-soluble sulfonates in the proposed method is caused mainly by the peculiarities of changes in the particle size distribution and structural characteristics of recoverable minerals associated with exposure to them during processing of mechanical factors. In particular, it is known that sulfhydryl collectors of the xanthate class in real flotation systems are able to interact with heavy metal ions, oxidize and hydrolytically decompose to form products that either do not have a collective action or have a collective action significantly lower than the xanthates themselves. The latter include: tritiocarbonates (TTK), dixanthogenide, monothiocarbonates (MTK), xanthates of heavy metals (copper, nickel) and other compounds. (Khan G.A., Gabrielova L.I., Vlasova N.S. Flotation reagents and their use. - M .: Nedra, 1986, - P.38-46).
Таким образом, в ходе обогащения руды ксантогенат, введенный в голову процесса флотации, постепенно теряет свою собирательную активность. Поэтому при стадийной флотации материала требуется его дополнительная подача по ходу процесса, обеспечивающая поддержание концентрации активной формы собирателя в пульпе на необходимом уровне. В этом и состоит суть дробной подачи сульфгидрильного собирателя в известном способе. Thus, in the course of ore dressing, xanthate introduced into the head of the flotation process gradually loses its collective activity. Therefore, during the stage flotation of the material, it is necessary to supply it additionally during the process, which ensures the maintenance of the concentration of the collector's active form in the pulp at the required level. This is the essence of the fractional feed sulfhydryl collector in a known manner.
В противоположность ксантогенату маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов обладают повышенной химической инертностью практически во всех известных флотационных системах. Это позволяет им сохранять собирательную активность на протяжение всего процесса флотационного обогащения. Поэтому дробная подача маслорастворимых сульфонатов связана не с потерей активности реагента, как в известном способе, а с накоплением в пульпе высокодисперсных минеральных частиц (шламов), образующихся либо самопроизвольно (например, вследствие истирания материала при его транспортировке и перемешивании), либо в результате доизмельчения промпродуктов на промежуточных стадиях обогащения. Низкая флотируемость шламов требует усиления реагентного воздействия на конечных стадиях флотации с целью предотвращения перехода ценных компонентов в отвальные хвосты. В качестве такой меры воздействия в предлагаемом способе предусмотрена дополнительная подача маслорастворимых сульфонатов, обеспечивающих улучшение флотируемости минералов запредельных классов крупности. In contrast to xanthate, oil-soluble alkaline earth metal sulfonates exhibit increased chemical inertness in almost all known flotation systems. This allows them to maintain collective activity throughout the entire flotation enrichment process. Therefore, the fractional supply of oil-soluble sulfonates is associated not with loss of reagent activity, as in the known method, but with the accumulation in the pulp of finely dispersed mineral particles (sludge), formed either spontaneously (for example, due to abrasion of the material during its transportation and mixing), or as a result of overgrinding of processed products at intermediate stages of enrichment. Low sludge floatability requires reinforcing reagent exposure at the final stages of flotation in order to prevent the transfer of valuable components to dump tailings. As such a measure of impact in the proposed method provides an additional supply of oil-soluble sulfonates, providing improved floatability of minerals of transcendental particle size classes.
Уже отсюда следует, что рассматриваемые признаки по своей природе не являются тождественными. Кроме того, в предлагаемом способе дробная подача собирателя не может рассматриваться отдельно, поскольку эффект способа является результатом именно совокупного действия всех отличительных признаков (дробной подачи реагентов и их соотношения) и превышает аддитивную сумму эффектов, обеспечиваемых каждым из признаков в отдельности. It already follows from this that the considered features are not identical in nature. In addition, in the proposed method, the fractional supply of the collector cannot be considered separately, since the effect of the method is the result of the combined action of all the distinguishing features (fractional supply of reagents and their ratio) and exceeds the additive sum of the effects provided by each of the signs separately.
Сведения об известности сочетания отличительных признаков предлагаемого технического решения при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены, что свидетельствует о соответствии заявленного объекта критерию "Изобретательский уровень". Information about the fame of the combination of distinguishing features of the proposed technical solution in the study of patent and scientific and technical literature has not been identified, which indicates the compliance of the claimed object with the criterion of "Inventive step".
Способ осуществляют следующим образом:
исходную сульфидную медно-никелевую руду дробят, подвергают мокрому измельчению, кондиционируют с сульфгидрильным собирателем, вводят в пульпу маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов и вспениватель, после чего постадийно методом флотации сульфиды выделяют в пенные продукты, а минералы пустой породы - в хвосты. При этом маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода, а массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035): 1.The method is as follows:
The initial sulfide copper-nickel ore is crushed, subjected to wet grinding, conditioned with a sulfhydryl collector, oil-soluble alkaline earth metal sulfonates and a blowing agent are introduced into the pulp, after which sulfides are stepwise separated into foam products, and gangue minerals are transferred to tailings. At the same time, oil-soluble alkaline earth metal sulfonates are introduced into the first flotation stage in an amount of 55-90 wt.% Of their total consumption, and the mass ratio of oil-soluble alkaline earth metal sulfonates to the sulfhydryl collector in each flotation stage is (0.0005-0.0035) : 1.
В качестве сульфгидрильного собирателя могут быть использованы различные ксантогенаты (бутиловый, амиловый, изобутиловый, изопропиловый), аэрофлоты (диалкил- или диарилдитиофосфаты) и их различные сочетания. Ввиду того, что маслорастворимые сульфонаты и продукты их содержащие характеризуются высоким индексом вязкости, в предлагаемом способе предусмотрено предварительное смешивание сульфоновых продуктов с органическими разбавителями. В качестве разбавителей предпочтительно использовать низкокипящие нефтяные дистилляты (бензин, керосин, дизельное топливо), природный газовый конденсат и продукты его разгонки, а также смеси дистиллятных и остаточных нефтепродуктов, например моторные и жидкотекучие моторные топлива. Выбор разбавителя определяется конкретными условиями процесса флотации и его доступностью. Сульфонаты и их смеси с разбавителями, а также сульфонатсодержащие нефтепродукты используют в виде водных эмульсий, что значительно усиливает их эффективность. Оптимальная концентрация дисперсной фазы в эмульсиях составляет 0,01-0,5 мас. %. Предлагаемый способ включает двухстадийную флотацию, где перед каждой стадией пульпу кондиционируют с сульфгидрильным собирателем. В отдельных случаях после первой стадии флотации и вывода в хвосты основной массы пустой породы материал измельчают с целью более тонкого раскрытия сростков. As a sulfhydryl collector, various xanthates (butyl, amyl, isobutyl, isopropyl), aeroflot (dialkyl or diaryldithiophosphates) and their various combinations can be used. Due to the fact that oil-soluble sulfonates and products containing them are characterized by a high viscosity index, the proposed method provides for preliminary mixing of sulfonic products with organic diluents. As diluents, it is preferable to use low-boiling oil distillates (gasoline, kerosene, diesel fuel), natural gas condensate and products of its distillation, as well as mixtures of distillate and residual oil products, for example motor and liquid motor fuels. The choice of diluent is determined by the specific conditions of the flotation process and its availability. Sulfonates and their mixtures with diluents, as well as sulfonate-containing petroleum products are used in the form of aqueous emulsions, which greatly enhances their effectiveness. The optimal concentration of the dispersed phase in emulsions is 0.01-0.5 wt. % The proposed method includes a two-stage flotation, where before each stage the pulp is conditioned with a sulfhydryl collector. In some cases, after the first stage of flotation and the removal of the main mass of waste rock into the tailings, the material is crushed in order to more finely open the growths.
Продукты флотации подвергают объемно-весовым измерениям, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс процесса. Flotation products are subjected to volumetric weight measurements, tested and analyzed. Based on the results of analyzes and measurements, the material balance of the process is calculated.
Результаты конкретных примеров использования предлагаемого способа приведены в таблице. The results of specific examples of the use of the proposed method are shown in the table.
Эксперименты проводили на пробе руды текущей переработки Норильской обогатительной фабрики, являющейся смесью медистых и вкрапленных руд. Состав пробы руды (%): никель - 0,49-0,51; медь - 0,97-0,98; кобальт - 0,024; железо - 12,75; халькопирит - 3,0-3,5; пентландит - 1,5-2,0; сумма платиновых металлов - 6,38-6,41 г/т. The experiments were carried out on a sample of ore from the current processing of the Norilsk concentrator, which is a mixture of copper and disseminated ores. The composition of the ore sample (%): nickel - 0.49-0.51; copper - 0.97-0.98; cobalt - 0.024; iron - 12.75; chalcopyrite - 3.0-3.5; pentlandite - 1.5-2.0; the amount of platinum metals is 6.38-6.41 g / t.
Пример 1 - реализация способа-аналога
Навеску руды измельчали до крупности 50% содержания класса менее 0,041 мм в присутствии сульфгидрильного собирателя - бутилового ксантогената (130 г/т руды) и кондиционированную пульпу загружали в лабораторную флотомашину механического типа вместимостью 3,0 дм3. Затем в пульпу вводили вспениватель Т-80 (70 г/т руды) и обработанную реагентами пульпу флотировали по двухстадийной коллективной схеме с получением коллективного медно-никелевого концентрата и отвальных хвостов.Example 1 - implementation of the analogue method
A portion of the ore was ground to a particle size of 50% grade less than 0.041 mm in the presence of a sulfhydryl collector - butyl xanthate (130 g / t ore) and the conditioned pulp was loaded into a laboratory flotation machine with a capacity of 3.0 dm 3 . Then a T-80 blowing agent (70 g / t ore) was introduced into the pulp and the pulp treated with reagents was floated according to a two-stage collective scheme to obtain a collective copper-nickel concentrate and tailings.
Результаты опыта приведены в таблице. Извлечение ценных компонентов в коллективный концентрат составило (%): никеля - 70,13; меди - 84,20; суммы платиновых металлов - 72,0. Коллективный концентрат содержал: никеля - 4,41%; меди - 10,30%; суммы платиновых металлов - 58,11 г/т. The results of the experiment are shown in the table. The extraction of valuable components in the collective concentrate amounted to (%): nickel - 70.13; copper - 84.20; the amount of platinum metals is 72.0. Collective concentrate contained: nickel - 4.41%; copper - 10.30%; the amount of platinum metals is 58.11 g / t.
Пример 2 - реализация способа-прототипа
Состав руды, оборудование, используемые реагенты - бутиловый ксантогенат и Т-80 и их расход такие же, как в примере 1. Отличия состоят в том, что в цикл 1 стадии коллективной флотации вводили маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов в виде подготовленной тонкодисперсной водной эмульсии, содержащей 0,25 мас.% дисперсной фазы (раствора присадки ДП-4 в дизельном топливе). Массовое соотношение сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату составляло 0,05:1. После дозирования 100% общего количества сульфоната кальция в 1 стадию флотации обработанную реагентами пульпу флотировали по двухстадийной коллективной флотационной схеме. Использование сульфоната кальция в качестве дополнительного реагента в 1 стадии флотации обеспечило некоторое улучшение технологических показателей по сравнению с аналогом: извлечение цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат составило (%): никеля - 71,94; меди - 87,06; суммы платиновых металлов - 73,9. Коллективный концентрат содержал никеля - 4,43%, меди - 10,40%, суммы платиновых металлов - 58,25 г/т.Example 2 - the implementation of the prototype method
The ore composition, equipment, reagents used - butyl xanthate and T-80 and their consumption are the same as in example 1. The differences are that in the 1st stage of collective flotation, oil-soluble alkaline earth metal sulfonates were introduced in the form of a prepared finely dispersed aqueous emulsion containing 0.25 wt.% Of the dispersed phase (DP-4 additive solution in diesel fuel). The mass ratio of calcium sulfonate to butyl xanthate was 0.05: 1. After dosing 100% of the total amount of calcium sulfonate in the 1st flotation stage, the reagent-treated pulp was floated according to a two-stage collective flotation scheme. The use of calcium sulfonate as an additional reagent in the 1st stage of flotation provided some improvement in technological parameters compared to the analogue: the extraction of non-ferrous and platinum metals in the collective concentrate was (%): nickel - 71.94; copper - 87.06; the amount of platinum metals is 73.9. The collective concentrate contained nickel - 4.43%, copper - 10.40%, and the amount of platinum metals - 58.25 g / t.
Пример 3 - предлагаемый способ
Состав руды, оборудование, реагенты - бутиловый ксантогенат и Т-80, их расход и содержание сульфоната кальция в водной эмульсии такие же, как в примере 2. Отличием является изменение долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями коллективной флотации. При этом в цикл 1-й стадии вводили 75% от общего расхода сульфоната кальция, а массовое отношение сульфоната к бутиловому ксантогенату в обеих стадиях поддерживали равным 0,002: 1 при одновременном снижении расхода бутилового ксантогената на 15%. Использование выбранного долевого распределения сульфоната кальция между стадиями флотации при указанном соотношении к основному собирателю обеспечило получение высокого уровня целевого извлечения цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат (%): никеля - 76,26; меди - 90,93; суммы платиновых металлов - 81,6. При этом качество коллективного концентрата по сравнению с прототипом улучшилось, содержание в нем металлов составило: никеля - 4,54%; меди - 10,5%; суммы платиновых металлов - 62,17 г/т.Example 3 - the proposed method
The ore composition, equipment, reagents - butyl xanthate and T-80, their consumption and the content of calcium sulfonate in the aqueous emulsion are the same as in example 2. The difference is the change in the fractional distribution of calcium sulfonate between the 1st and 2nd stages of collective flotation. At the same time, 75% of the total consumption of calcium sulfonate was introduced into the 1st stage cycle, and the mass ratio of sulfonate to butyl xanthate in both stages was maintained equal to 0.002: 1 while reducing the consumption of butyl xanthate by 15%. Using the selected fractional distribution of calcium sulfonate between the flotation stages at the indicated ratio to the main collector provided a high level of target extraction of non-ferrous and platinum metals in a collective concentrate (%): nickel - 76.26; copper - 90.93; amounts of platinum metals - 81.6. Moreover, the quality of the collective concentrate compared with the prototype has improved, the metal content in it amounted to: nickel - 4.54%; copper - 10.5%; the amount of platinum metals is 62.17 g / t.
Примеры 4-5 - предлагаемый способ
Отличиями от примера 3 являются граничные условия долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями флотации (пример 4 - 90% в 1 стадию, пример 5 - 55% в 1 стадию), массового соотношения сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату (пример 4 - 0,0035:1, пример 5 - 0,0005:1) и состава водной эмульсии (пример 4: содержание дисперсной фазы - 0,5 мас.%, пример 5: содержание дисперсной фазы - 0,01 мас.%). Полученные при данных условиях флотации технологические показатели сопоставимы с показателями, полученными в условиях примера 3. Целевое извлечение металлов в коллективный концентрат для примеров 4 и 5 соответственно составляет (%): никеля - 75,77 - 74,5; меди - 89,95 - 90,0; суммы платиновых металлов - 79,0 - 79,44 при содержании металлов в коллективном концентрате никеля - 4,62 - 4,48; меди - 10,64 - 10,5; суммы платиновых металлов - 61,66 - 62,0 г/т.Examples 4-5 - the proposed method
Differences from example 3 are the boundary conditions for the fractional distribution of calcium sulfonate between the 1st and 2nd stages of flotation (example 4 - 90% in
Примеры 6-7 - предлагаемый способ
Отличиями от примера 3 являются изменения долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями флотации (пример 6 - 95% в 1 стадию, т. е. больше граничного, пример 7 - 50% в 1 стадию, т.е. меньше граничного). Полученный при этом уровень целевого извлечения цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат снижается и приближается к прототипу. Извлечение в коллективный концентрат для примеров 6 и 7 соответственно составило (%): никеля - 71,7 - 72,0; меди - 87,2 - 85,2; суммы платиновых металлов - 58,34 - 58,01 г/т.Examples 6-7 - the proposed method
Differences from example 3 are changes in the fractional distribution of calcium sulfonate between the 1st and 2nd stages of flotation (example 6 - 95% in
Примеры 8-9 - предлагаемый способ. Examples 8-9 - the proposed method.
Отличиями от примера 3 являются изменения массового соотношнения сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату (пример 8 - 0,004:1, т.е. больше граничного, пример 9 - 0,0004:1, т.е. меньше граничного). Указанные соотношения не обеспечивают необходимого количества сульфоната кальция для оптимизации коллективной флотации, что приводит к снижению технологических показатей. Извлечение в коллективный концентрат для примеров 8, 9 соответственно составило (%): никеля - 72,2 - 71,97; меди - 85,37 - 86,52; суммы платиновых металлов - 73,94 - 73,22 при содержании в колективном концентрате никеля - 4,41 - 4,36%, меди - 9,92 - 10,26%, суммы платиновых металлов - 56,67 - 56,82 г/т. Differences from example 3 are changes in the mass ratio of calcium sulfonate to butyl xanthate (example 8 - 0.004: 1, i.e. more than the boundary, example 9 - 0.0004: 1, i.e. less than the boundary). These ratios do not provide the required amount of calcium sulfonate to optimize collective flotation, which leads to a decrease in technological performance. The recovery in collective concentrate for examples 8, 9, respectively, was (%): nickel - 72.2 - 71.97; copper - 85.37 - 86.52; the amount of platinum metals - 73.94 - 73.22 when the nickel content in the collective concentrate is 4.41 - 4.36%, copper - 9.92 - 10.26%, the amount of platinum metals - 56.67 - 56.82 g / t
Примеры 10-11 - предлагаемый способ
Отличиями от примера 3 являются изменения состава водной эмульсии, в которой содержание дисперсной фазы (раствора присадки ДП-4 в дизельном топливе) составляет: для примера 10 - 0,55%, т.е. более граничного, для примера 11 - 0,005%, т.е. менее граничного. Использование водной эмульсии указанного состава снижает эффективность использования сульфоната кальция при коллективной флотации. Уровень целевого извлечения в коллективный концентрат составляет (%): никеля - 72,7 - 72,2; меди - 87,1 - 85,65; суммы платиновых металлов - 73,8 - 73,5 при содержании в коллективном концентрате никеля - 4,43 - 4,36%, меди - 10,4 - 10,24, суммы платиновых металлов - 52,54 - 57,82%.Examples 10-11 - the proposed method
Differences from example 3 are changes in the composition of the aqueous emulsion, in which the content of the dispersed phase (DP-4 additive solution in diesel fuel) is: for example 10, 0.55%, i.e. more boundary, for example 11 - 0.005%, i.e. less boundary. The use of an aqueous emulsion of the indicated composition reduces the efficiency of using calcium sulfonate in collective flotation. The level of target recovery in collective concentrate is (%): nickel - 72.7 - 72.2; copper - 87.1 - 85.65; the amount of platinum metals - 73.8 - 73.5 with the nickel content in the collective concentrate - 4.43 - 4.36%, copper - 10.4 - 10.24, the amount of platinum metals - 52.54 - 57.82%.
Согласно полученным экспериментальным результатам (опыты 3-5 таблицы), предлагаемый способ обеспечивает высокое извлечение цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат. При этом одновременно улучшается качество коллективного концентрата, снижаются потери металлов с отвальными хвостами и сокращается расход основного сульфгидрильного собирателя - бутилового аэрофлота на 15%. According to the experimental results (experiments 3-5 tables), the proposed method provides a high extraction of non-ferrous and platinum metals in a collective concentrate. At the same time, the quality of the collective concentrate is improved, the loss of metals with tailings is reduced, and the consumption of the main sulfhydryl collector, butyl aeroflot, is reduced by 15%.
Анализ полученных результатов показывает, что использование предлагаемого способа для коллективной двухстадийной флотации сульфидов никеля, меди и ассоциированных с ними платиновых металлов по сравнению с прототипом (опыт 2 таблицы) при оптимальных долевом распределении сульфоната кальция между стадиями флотации, массовом соотношении сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату и концентрации водной эмульсии (опыты 3-5 таблицы) позволяет повысить извлечение в коллективный концентрат: никеля на 2,56 - 4,32%; меди на 2,47 - 3,45%; суммы платиновых металлов на 5,10 - 7,7% при одновременном улучшении качества коллективного концентрата. Analysis of the results shows that the use of the proposed method for collective two-stage flotation of nickel sulfides, copper and associated platinum metals in comparison with the prototype (experiment 2 tables) with optimal fractional distribution of calcium sulfonate between the flotation stages, the mass ratio of calcium sulfonate to butyl xanthate and the concentration of water emulsion (experiments 3-5 tables) can increase the extraction in the collective concentrate: Nickel by 2.56 - 4.32%; copper 2.47 - 3.45%; amounts of platinum metals by 5.10 - 7.7% while improving the quality of collective concentrate.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (en) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (en) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU99114312A RU99114312A (en) | 2001-05-10 |
| RU2167001C2 true RU2167001C2 (en) | 2001-05-20 |
Family
ID=20222120
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (en) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2167001C2 (en) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2215588C1 (en) * | 2002-02-26 | 2003-11-10 | Открытое акционерное общество "Бератон" | Flotation reagent for froth flotation of sulfide nonferrous metal ores |
| RU2241545C2 (en) * | 2003-01-27 | 2004-12-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель" | Method of sulfide copper-nickel ores flotation dressing |
| RU2252822C1 (en) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of floatation of sulfide copper minerals from chalcopyrite cubanite pyrrhotine-containing copper-nickel ores |
| RU2256508C1 (en) * | 2003-11-11 | 2005-07-20 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of flotation of pentlandite from pyrrohotine-containing products |
| RU2368427C1 (en) * | 2008-04-15 | 2009-09-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН (ИПКОН РАН) | Flotation method of noble metals |
| RU2393925C1 (en) * | 2008-11-19 | 2010-07-10 | Александр Юрьевич Хмельник | Method of flotation separation of sulphides comprising noble metals from complex iron-containing ore and composite material to this end |
| RU2524701C1 (en) * | 2012-12-27 | 2014-08-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Method of ore flotation |
| RU2576715C1 (en) * | 2014-12-08 | 2016-03-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" | Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2086768A (en) * | 1980-03-21 | 1982-05-19 | Inco Ltd | Selective flotation of nickel sulphide ores |
| SU1582978A3 (en) * | 1985-05-31 | 1990-07-30 | Дзе Дау Кемикал Компани (Фирма) | Method of extracting metal-containing sulfide minerals or sulfidized metal-containing oxidized minerals from ores |
| US5094746A (en) * | 1990-06-15 | 1992-03-10 | The Lubrizol Corporation | Flotation process using a mixture of collectors |
| 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 |
| RU2116840C1 (en) * | 1996-07-17 | 1998-08-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургический комбинат "Печенганикель" | Method of sulfide copper-nickel ores flotation |
-
1999
- 1999-07-06 RU RU99114312A patent/RU2167001C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2086768A (en) * | 1980-03-21 | 1982-05-19 | Inco Ltd | Selective flotation of nickel sulphide ores |
| SU1582978A3 (en) * | 1985-05-31 | 1990-07-30 | Дзе Дау Кемикал Компани (Фирма) | Method of extracting metal-containing sulfide minerals or sulfidized metal-containing oxidized minerals from ores |
| US5094746A (en) * | 1990-06-15 | 1992-03-10 | The Lubrizol Corporation | Flotation process using a mixture of collectors |
| 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 |
| RU2116840C1 (en) * | 1996-07-17 | 1998-08-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургический комбинат "Печенганикель" | Method of sulfide copper-nickel ores flotation |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ШУБОВ Л.Я. и др. Флотационные реагенты в процессах обогащения минерального сырья. - М.: Недра, 1990, кн.1, с.84,99-109, 117-137, 145, 39, 90-92. ПОЛЬКИН С.И., АДАМОВ Э.В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983, с.239-242. * |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2215588C1 (en) * | 2002-02-26 | 2003-11-10 | Открытое акционерное общество "Бератон" | Flotation reagent for froth flotation of sulfide nonferrous metal ores |
| RU2241545C2 (en) * | 2003-01-27 | 2004-12-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель" | Method of sulfide copper-nickel ores flotation dressing |
| RU2252822C1 (en) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of floatation of sulfide copper minerals from chalcopyrite cubanite pyrrhotine-containing copper-nickel ores |
| RU2256508C1 (en) * | 2003-11-11 | 2005-07-20 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of flotation of pentlandite from pyrrohotine-containing products |
| RU2368427C1 (en) * | 2008-04-15 | 2009-09-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН (ИПКОН РАН) | Flotation method of noble metals |
| RU2393925C1 (en) * | 2008-11-19 | 2010-07-10 | Александр Юрьевич Хмельник | Method of flotation separation of sulphides comprising noble metals from complex iron-containing ore and composite material to this end |
| RU2524701C1 (en) * | 2012-12-27 | 2014-08-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Method of ore flotation |
| RU2576715C1 (en) * | 2014-12-08 | 2016-03-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" | Method of increasing extraction of platinoids from unconventional platinum-containing raw material |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4859317A (en) | Purification process for bitumen froth | |
| US5456363A (en) | Method of removing carbon from fly ash | |
| RU2167001C2 (en) | Method of concentrating sulfide copper-nickel ores containing platinum metals | |
| Kohmuench et al. | Coarse particle concentration using the HydroFloat Separator | |
| CA1293465C (en) | Purification process for bitumen froth | |
| RU2254931C2 (en) | Method of concentration of sulfide copper-nickel ores | |
| Yessengaziyev et al. | The usage of basic and ultramicroheterogenic flotation reagents in the processing of technogenic copper-containing raw materials | |
| Mukhanova et al. | Improvement of the selection technology of copper-molybdenum concentrate with the use of modified flotoragents | |
| RU2108167C1 (en) | Method of selective flotation of pentlandite in alkali medium from materials containing pyrrhotine sulfides | |
| RU2100095C1 (en) | Method of bulk flotation of sulfides containing noble metals from complex-ore iron-containing materials | |
| US4552652A (en) | Method for removing inorganic sulfides from non-sulfide minerals | |
| AU2019280185B2 (en) | Process and equipment assembly for beneficiation of coal discards | |
| US3969220A (en) | Aerating tar sands-water mixture prior to settling in a gravity settling zone | |
| US2231265A (en) | Process of ore concentration | |
| US4456533A (en) | Recovery of bitumen from bituminous oil-in-water emulsions | |
| RU2241545C2 (en) | Method of sulfide copper-nickel ores flotation dressing | |
| US3859207A (en) | Flotation of aluminosilicate, phosphate and fluoride ores | |
| US1510983A (en) | Method of concentrating oil shales | |
| US1454838A (en) | Concentration of minerals | |
| CA1085762A (en) | Grinding as a means of reducing flocculant requirements for destabilizing sludge (tailings) | |
| US1064723A (en) | Ore concentration. | |
| CA1164383A (en) | Process for recovery of residual bitumen from tailings from oil sand extraction plants | |
| RU2393925C1 (en) | Method of flotation separation of sulphides comprising noble metals from complex iron-containing ore and composite material to this end | |
| RU2623851C1 (en) | Method for flotation separating minerals of heavy metals | |
| US2113727A (en) | Phosphate rock recovery |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090707 |
|
| TK4A | Correction to the publication in the bulletin (patent) |
Free format text: AMENDMENT TO CHAPTER -FG4A- IN JOURNAL: 14-2001 FOR TAG: (57) |