RU2167001C2 - Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы - Google Patents
Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы 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
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, и может быть использовано при коллективной флотации сульфидов из полиметаллических железосодержащих материалов. Технический результат, получаемый 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. Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, включает измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов металлов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода. Массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035): 1. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят в пульпу в виде водных эмульсий, содержащих 0,01-0,5 мас.% дисперсной фазы. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.
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.
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).
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Сведения об использовании дробной подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов в процессах стадийной флотации сульфидных материалов при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены.
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).
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.
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.
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.
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".
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.
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.
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.
Продукты флотации подвергают объемно-весовым измерениям, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс процесса.
Результаты конкретных примеров использования предлагаемого способа приведены в таблице.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
Примеры 8-9 - предлагаемый способ.
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.
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%.
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%.
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%.
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.
Claims (2)
1. Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, включающий измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов металлов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы - в хвосты, отличающийся тем, что маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 5,5 - 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.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят в пульпу в виде водных эмульсий, содержащих 0,01 - 0,5 мас.% дисперсной фазы.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (ru) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (ru) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU99114312A RU99114312A (ru) | 2001-05-10 |
| RU2167001C2 true RU2167001C2 (ru) | 2001-05-20 |
Family
ID=20222120
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99114312A RU2167001C2 (ru) | 1999-07-06 | 1999-07-06 | Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2167001C2 (ru) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2215588C1 (ru) * | 2002-02-26 | 2003-11-10 | Открытое акционерное общество "Бератон" | Флотореагент для пенной флотации сульфидных руд цветных металлов |
| RU2241545C2 (ru) * | 2003-01-27 | 2004-12-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель" | Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд |
| RU2252822C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации сульфидных минералов меди из халькопирит-кубанитовых пирротинсодержащих медно-никелевых руд |
| RU2256508C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-07-20 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации пентландита из пирротинсодержащих продуктов |
| RU2368427C1 (ru) * | 2008-04-15 | 2009-09-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН (ИПКОН РАН) | Способ флотации благородных металлов |
| RU2393925C1 (ru) * | 2008-11-19 | 2010-07-10 | Александр Юрьевич Хмельник | Способ флотационного разделения сульфидов, включающих благородные металлы из полиметаллических железосодержащих руд, и композиционный материал для его реализации |
| RU2524701C1 (ru) * | 2012-12-27 | 2014-08-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Способ флотации руд |
| RU2576715C1 (ru) * | 2014-12-08 | 2016-03-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" | Способ повышения извлечения платиноидов из нетрадиционного платиносодержащего сырья |
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 (ru) * | 1985-05-31 | 1990-07-30 | Дзе Дау Кемикал Компани (Фирма) | Способ извлечени металлсодержащих сульфидных минералов или сульфидизированных металлсодержащих окисленных минералов из руд |
| US5094746A (en) * | 1990-06-15 | 1992-03-10 | The Lubrizol Corporation | Flotation process using a mixture of collectors |
| RU2100095C1 (ru) * | 1995-06-27 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат" | Способ коллективной флотации сульфидов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов |
| RU2116840C1 (ru) * | 1996-07-17 | 1998-08-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургический комбинат "Печенганикель" | Способ флотации сульфидных медно-никелевых руд |
-
1999
- 1999-07-06 RU RU99114312A patent/RU2167001C2/ru 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 (ru) * | 1985-05-31 | 1990-07-30 | Дзе Дау Кемикал Компани (Фирма) | Способ извлечени металлсодержащих сульфидных минералов или сульфидизированных металлсодержащих окисленных минералов из руд |
| US5094746A (en) * | 1990-06-15 | 1992-03-10 | The Lubrizol Corporation | Flotation process using a mixture of collectors |
| RU2100095C1 (ru) * | 1995-06-27 | 1997-12-27 | Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат" | Способ коллективной флотации сульфидов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов |
| RU2116840C1 (ru) * | 1996-07-17 | 1998-08-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургический комбинат "Печенганикель" | Способ флотации сульфидных медно-никелевых руд |
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 (ru) * | 2002-02-26 | 2003-11-10 | Открытое акционерное общество "Бератон" | Флотореагент для пенной флотации сульфидных руд цветных металлов |
| RU2241545C2 (ru) * | 2003-01-27 | 2004-12-10 | Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель" | Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд |
| RU2252822C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-05-27 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации сульфидных минералов меди из халькопирит-кубанитовых пирротинсодержащих медно-никелевых руд |
| RU2256508C1 (ru) * | 2003-11-11 | 2005-07-20 | ОАО "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Способ флотации пентландита из пирротинсодержащих продуктов |
| RU2368427C1 (ru) * | 2008-04-15 | 2009-09-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН (ИПКОН РАН) | Способ флотации благородных металлов |
| RU2393925C1 (ru) * | 2008-11-19 | 2010-07-10 | Александр Юрьевич Хмельник | Способ флотационного разделения сульфидов, включающих благородные металлы из полиметаллических железосодержащих руд, и композиционный материал для его реализации |
| RU2524701C1 (ru) * | 2012-12-27 | 2014-08-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Способ флотации руд |
| RU2576715C1 (ru) * | 2014-12-08 | 2016-03-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" | Способ повышения извлечения платиноидов из нетрадиционного платиносодержащего сырья |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4859317A (en) | Purification process for bitumen froth | |
| US5456363A (en) | Method of removing carbon from fly ash | |
| RU2167001C2 (ru) | Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы | |
| Kohmuench et al. | Coarse particle concentration using the HydroFloat Separator | |
| CA1293465C (en) | Purification process for bitumen froth | |
| RU2254931C2 (ru) | Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд | |
| 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 (ru) | Способ селективной флотации пентландита в щелочной среде из материалов, содержащих пирротинсульфиды | |
| RU2100095C1 (ru) | Способ коллективной флотации сульфидов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов | |
| 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 (ru) | Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд | |
| 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 (ru) | Способ флотационного разделения сульфидов, включающих благородные металлы из полиметаллических железосодержащих руд, и композиционный материал для его реализации | |
| RU2623851C1 (ru) | Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов | |
| 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) |