RU2249487C1 - Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals - Google Patents
Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2249487C1 RU2249487C1 RU2003123089/03A RU2003123089A RU2249487C1 RU 2249487 C1 RU2249487 C1 RU 2249487C1 RU 2003123089/03 A RU2003123089/03 A RU 2003123089/03A RU 2003123089 A RU2003123089 A RU 2003123089A RU 2249487 C1 RU2249487 C1 RU 2249487C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- nickel
- pyrrhotite
- sulfides
- pulp
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 101
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 58
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims description 14
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 90
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 28
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 18
- 125000003396 thiol group Chemical group [H]S* 0.000 claims abstract description 17
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract description 16
- 238000004137 mechanical activation Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 4
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims abstract 3
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 claims description 79
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims description 57
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 25
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 6
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 claims description 4
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000007667 floating Methods 0.000 claims description 4
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 4
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 117
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 abstract description 59
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 56
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 47
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 abstract description 47
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 47
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 34
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 29
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 19
- 230000004913 activation Effects 0.000 abstract description 15
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- 238000003860 storage Methods 0.000 abstract description 9
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 8
- 230000001965 increasing effect Effects 0.000 abstract description 7
- 238000013019 agitation Methods 0.000 abstract 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 abstract 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 38
- 239000000047 product Substances 0.000 description 35
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 22
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 22
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 22
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 21
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 20
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 15
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 15
- 238000001994 activation Methods 0.000 description 14
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 14
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 13
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 13
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 13
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 12
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 11
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 11
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 8
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 8
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- -1 sulfur ions Chemical class 0.000 description 7
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 6
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 5
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 241000566515 Nedra Species 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 4
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 4
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 239000002023 wood Substances 0.000 description 4
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 3
- 239000002609 medium Substances 0.000 description 3
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 3
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 3
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 3
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 3
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 2
- 230000001133 acceleration Effects 0.000 description 2
- 230000004888 barrier function Effects 0.000 description 2
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 2
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 235000016709 nutrition Nutrition 0.000 description 2
- 230000035764 nutrition Effects 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 238000009736 wetting Methods 0.000 description 2
- BHPQYMZQTOCNFJ-UHFFFAOYSA-N Calcium cation Chemical compound [Ca+2] BHPQYMZQTOCNFJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical class [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005299 abrasion Methods 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001424 calcium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002596 correlated effect Effects 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 235000014113 dietary fatty acids Nutrition 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N disulfur Chemical compound S=S MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 230000002708 enhancing effect Effects 0.000 description 1
- 229930195729 fatty acid Natural products 0.000 description 1
- 239000000194 fatty acid Substances 0.000 description 1
- 150000004665 fatty acids Chemical class 0.000 description 1
- 210000000540 fraction c Anatomy 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- WKPSFPXMYGFAQW-UHFFFAOYSA-N iron;hydrate Chemical class O.[Fe] WKPSFPXMYGFAQW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012633 leachable Substances 0.000 description 1
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 229910000000 metal hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004692 metal hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000006479 redox reaction Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 238000004513 sizing Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 238000001228 spectrum Methods 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical class [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006557 surface reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004381 surface treatment Methods 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 238000010301 surface-oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области флотационного обогащения труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов, содержащих благородные металлы, и может быть использовано для извлечения никеля, меди и благородных металлов из заскладированных руд и продуктов обогащения.The invention relates to the field of flotation concentration of hard-floating nickel-pyrrhotite materials containing noble metals, and can be used to extract nickel, copper and noble metals from stored ores and enrichment products.
Для обеспечения достижения высоких показателей при флотационном обогащении заскладированных ранее продуктов необходимо учитывать измененное состояние (окисление) поверхности сульфидных минералов, которое приводит к существенному изменению их технологических свойств.To ensure the achievement of high performance during flotation enrichment of previously stored products, it is necessary to take into account the altered state (oxidation) of the surface of sulfide minerals, which leads to a significant change in their technological properties.
Процесс окисления поверхности сульфидных минералов начинается уже при добыче руды, активизируется при дроблении, измельчении и подготовке рудной пульпы к флотации, продолжается при проведении различных флотационных циклов. Несмотря на то что процессы окисления сульфидов, происходящие при обогащении руд и в заскладированных рудах и продуктах обогащения, во многом схожи, они обладают и рядом существенных отличий:The process of surface oxidation of sulfide minerals begins already during ore mining, is activated during crushing, grinding and preparation of ore pulp for flotation, and continues during various flotation cycles. Despite the fact that the processes of sulfide oxidation that occur during ore dressing and in stored ores and products are similar in many respects, they also have a number of significant differences:
1. В процессе обогащения объем жидкой фазы значительно превосходит объем минеральных зерен, вследствие этого последние находятся во взаимодействии, в основном, только с растворами. В заскладированных рудах и продуктах обогащения минеральные зерна в большей степени соприкасаются друг с другом, а объем жидкой фазы всегда значительно меньше объема твердых минеральных частиц.1. In the process of enrichment, the volume of the liquid phase significantly exceeds the volume of mineral grains, as a result of which the latter are in interaction, mainly only with solutions. In stockpiled ores and dressings, mineral grains are more in contact with each other, and the volume of the liquid phase is always much less than the volume of solid mineral particles.
2. При обогащении руд в составе пульпы присутствуют реагенты, в том числе органические, активно влияющие на окислительно-восстановительный потенциал среды; в заскладированных продуктах роль реагентов невелика.2. During ore dressing, reagents are present in the pulp composition, including organic ones, which actively influence the redox potential of the medium; in stockpiled products, the role of reagents is small.
3. В обогатительном процессе растворимые продукты окисления разбавляются жидкой фазой пульпы и сравнительно равномерно распределяются в ее объеме. При окислении сульфидов в составе заскладированных продуктов при переменном увлажнении и высыхании продукты окисления сульфидов могут образовывать концентрированные растворы и активно взаимодействовать с неокисленными минералами.3. In the enrichment process, soluble oxidation products are diluted with the liquid phase of the pulp and are relatively evenly distributed in its volume. During the oxidation of sulfides in the composition of stored products with variable wetting and drying, the products of oxidation of sulfides can form concentrated solutions and actively interact with non-oxidized minerals.
4. Процесс обогащения длится не более 2-2,5 ч, тогда как хранение заскладированных продуктов может продолжаться многие годы.4. The enrichment process lasts no more than 2-2.5 hours, while storage of stored products can last for many years.
При этом возможна реализация нескольких механизмов окисления сульфидов:In this case, the implementation of several mechanisms of oxidation of sulfides is possible:
- кислородом воздуха без участия воды;- air oxygen without the participation of water;
- окисление в водной среде ионов серы, которые переходят в водный раствор согласно произведению растворимости;- oxidation in an aqueous medium of sulfur ions, which pass into an aqueous solution according to the solubility product;
- адсорбция окислителя на сульфидах, химическое взаимодействие сульфидов с окислителем;- adsorption of an oxidizing agent on sulfides, chemical interaction of sulfides with an oxidizing agent;
- электрохимическое окисление сульфидов (Чантурия В.А. (ИПКОН РАН), Макаров В.Н., Васильева Т.Н., Макаров Д.В., Кременецкая И.П. (ИХТРЭМС КНЦ РАН). Особенности процессов окисления сульфидов меди, никеля и железа в заскладированных горнопромышленных отходах// Цветные металлы. - 1998. - №8. - С.14-17).- electrochemical oxidation of sulfides (Chanturia VA (IPKON RAS), Makarov VN, Vasilyeva TN, Makarov DV, Kremenetskaya IP (IHTREMS KSC RAS). Features of the oxidation of copper sulfides, nickel and iron in stockpiled mining waste // Non-ferrous metals. - 1998. - No. 8. - S.14-17).
Заскладированный пирротиновый концентрат, находившийся на хранении около 20 лет, так называемый “лежалый” пирротиновый концентрат, является техногенным продуктом, и степень окисления сульфидов, входящих в его состав, по указанным механизмам достаточно велика.The stored pyrrhotite concentrate, which has been stored for about 20 years, the so-called “stale” pyrrhotite concentrate, is a technogenic product, and the degree of oxidation of the sulfides included in it is quite high by the indicated mechanisms.
Исследования по составу оксидных пленок, образующихся на поверхности сульфидов, позволяют полагать, что окисная пленка состоит из плотно прилегающего слоя продуктов промежуточного окисления (типа сульфидо-сульфата, сульфидо-карбоната, сульфидо-гидрата и т.п.) и наружного пористого слоя конечных продуктов окисления (сульфата, карбоната, гидроокиси металлов и т.п.). При этом толщина окисной пленки не может быть одинаковой по всей поверхности минерального зерна вследствие энергетической неоднородности поверхности твердых тел (Абрамов А.А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд. М.: Недра, 1978. С.57-69).Studies on the composition of oxide films formed on the surface of sulfides suggest that the oxide film consists of a tightly adjacent layer of intermediate oxidation products (such as sulfide sulfate, sulfide carbonate, sulfide hydrate, etc.) and the outer porous layer of the final products oxidation (sulfate, carbonate, metal hydroxide, etc.). Moreover, the thickness of the oxide film cannot be the same over the entire surface of the mineral grain due to energy heterogeneity of the surface of solids (Abramov A.A. Theoretical foundations of optimization of selective flotation of sulfide ores. M .: Nedra, 1978. P.57-69).
Вышеуказанные факторы существенно осложняют выбор рациональной технологии “лежалого” техногенного сырья. Прямое флотационное обогащение “лежалого” пирротинового концентрата характеризуется значительными безвозвратными потерями цветных и благородных металлов с отвальными хвостами.The above factors significantly complicate the choice of rational technology of “stale” technogenic raw materials. Direct flotation enrichment of “stale” pyrrhotite concentrate is characterized by significant irretrievable losses of non-ferrous and noble metals with dump tailings.
Известен способ обработки поверхности сульфидов (пирротина) диоксидом серы, осуществляемый при интенсивном перемешивании сульфидной пульпы в реакторе с последующей флотацией обработанного материала, при этом попутно происходит химическая активация сульфидной поверхности, что улучшает показатели флотационного обогащения материала (А.с. №1101286, кл. В 03 D 53/34, 1984 г., БИ №25).There is a method of surface treatment of sulfides (pyrrhotite) with sulfur dioxide, carried out with vigorous stirring of sulfide pulp in the reactor, followed by flotation of the treated material, while chemical activation of the sulfide surface occurs along the way, which improves the flotation concentration of the material (A.S. No. 1101286, class. B 03 D 53/34, 1984, BI No. 25).
К существенным недостаткам известного способа относятся как низкая степень очистки газа от диоксида серы при оптимальном для последующей флотации содержании твердого в пульпе, так и весьма невысокая активация поверхности сульфидов вследствие замедления процесса абсорбции сернистого ангидрида твердой фазой в более плотной пульпе. Снижения содержания твердого в пульпе незначительно увеличивает процесс абсорбции, и при флотации происходит перераспределение значительного количества полезных компонентов в отвальные хвосты.Significant disadvantages of the known method include both the low degree of purification of gas from sulfur dioxide with optimal solid content in the pulp for subsequent flotation, and the very low activation of the surface of sulfides due to the slowdown of the absorption of sulfur dioxide by the solid phase in a denser pulp. A decrease in the solids content in the pulp slightly increases the absorption process, and during flotation, a significant amount of useful components are redistributed to the tailings.
Другим существенным недостатком известного способа является недостаточно высокое извлечение цветных и благородных металлов в целевые концентраты, особенно при переработке сульфидных продуктов, поверхность которых пассивирована оксидными пленками. Недостаточная комплексность и отсутствие универсальности в отношении флотации всего спектра металлов платиновой группы, золота и серебра приводит к неоправданным потерям металлов - спутников платины с отвальными продуктами.Another significant disadvantage of this method is the insufficiently high extraction of non-ferrous and noble metals in the target concentrates, especially when processing sulfide products whose surface is passivated by oxide films. Lack of complexity and lack of universality with respect to flotation of the entire spectrum of platinum group metals, gold and silver leads to unjustified losses of metals - satellites of platinum with dump products.
Известен также способ гидрометаллургической переработки трудновскрываемых сульфидных материалов, включающий автоклавное окислительное выщелачивание смеси трудновскрываемых сульфидных продуктов (так называемых “лежалых” пирротиновых концентратов) и пирротинового концентрата текущей переработки в массовом отношении не более 60:40 в присутствии жирной кислоты фракции С7-C16 концентрата сульфитно-дрожжевой бражки в количестве 0,3-0,5 кг на 1 т выщелачиваемой смеси, при этом начальное выщелачивание проводят в течение 40-60 минут при температуре 150-170° С (А.с. №1678871, Кл. С 22 В 3/08//С 22 В, 1991 г., БИ №35).There is also known a method of hydrometallurgical processing of hard-to-open sulfide materials, including autoclave oxidative leaching of a mixture of hard-to-open sulfide products (so-called “stale” pyrrhotite concentrates) and pyrrhotite concentrate of current processing in a mass ratio of not more than 60:40 in the presence of a fatty acid of fraction C 7 -C 16 concentrate sulphite-yeast mash in the amount of 0.3-0.5 kg per 1 ton of leachable mixture, while the initial leaching is carried out for 40-60 minutes at a temperature Ur 150-170 ° C (AS №1678871, Cl. C 22 B 3/08 // C 22 B, 1991, at BI №35).
Недостатками известного способа являются низкий уровень извлечения никеля в раствор, сложное энергоемкое оборудование, использование значительных количеств дорогостоящих реагентов для улучшения вскрытия поверхности материала, покрытого окисными пленками, а также продолжительность процесса выщелачивания, что в целом указывает на низкую эффективность способа.The disadvantages of this method are the low level of nickel extraction into the solution, complex energy-intensive equipment, the use of significant amounts of expensive reagents to improve the opening of the surface of the material coated with oxide films, and the duration of the leaching process, which generally indicates a low efficiency of the method.
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 - автоклавное гидрохимическое окисление ферросульфидов, при котором тяжелые металлы частично переходят в раствор, а сульфидная сера - в элементную форму, и последующее осаждение цветных металлов из раствора в форме вторичных полиметаллических сульфидов, введение в пульпу сульфгидрильного собирателя и проведение коллективной флотации сульфидов с выводом ценных компонентов в пенный продукт, а оксидного железа и породы - в отвальные железогидратные хвосты (Горячкин В.И., Нелень И.М., Шнеерсон Я.М. и др. Гидрометаллургическая переработка медно-никелевых концентратов на основе автоклавно-окислительного выщелачивания //Гидрометаллургия, автоклавное выщелачивание, сорбция, экстракция /под ред. Ласкорина Б.Н. - М.: Наука, 1976. - С.48-59 - ПРОТОТИП).The closest to the proposed method for the totality of the characteristics and the achieved result is a method for collective flotation of sulfides containing noble metals from polymetallic iron-containing materials, including preliminary preparation of the material for flotation - autoclave hydrochemical oxidation of ferrosulphides, in which heavy metals partially pass into solution, and sulfide sulfur - in the elemental form, and the subsequent deposition of non-ferrous metals from solution in the form of secondary polymetallic sulphides c, the introduction of a sulfhydryl collector into the pulp and collective flotation of sulfides with the release of valuable components into the foam product, and oxide and rock into dump iron hydrates (Goryachkin V.I., Nelen I.M., Shneerson Y.M. et al. Hydrometallurgical processing of copper-nickel concentrates based on autoclave-oxidative leaching // Hydrometallurgy, autoclave leaching, sorption, extraction / Edited by B. Laskorin - M .: Nauka, 1976. - P.48-59 - PROTOTYP).
Серьезным недостатком прототипа является то, что пленки окислов, образовавшиеся на поверхности сульфидов до выщелачивания - во время хранения концентратов, создают диффузионный барьер для проникновения кислорода к сульфидам, что приводит к снижению скорости выщелачивания (Там же, с.52). Для растворения оксидных пленок и активации сульфидов необходима подача дополнительных реагентов, в частности серной кислоты, что, в свою очередь, требует применения дополнительных затрат на нейтрализацию кислых стоков.A serious disadvantage of the prototype is that oxide films formed on the surface of sulfides before leaching - during storage of concentrates, create a diffusion barrier for oxygen to penetrate sulfides, which leads to a decrease in the rate of leaching (Ibid., P. 52). For the dissolution of oxide films and the activation of sulfides, the supply of additional reagents, in particular sulfuric acid, is required, which, in turn, requires the use of additional costs for the neutralization of acid effluents.
Кроме этого, на скорость выщелачивания значимое влияние оказывает содержание пирротина в обогащаемом материале - чем выше содержание данного минерала, тем меньше время его полного разложения. В заскладированном пирротиновом концентрате содержание пирротина колеблется в широком диапазоне: от 25 до 55-60%, что затрудняет выбор оптимального времени и режимов выщелачивания.In addition, the leaching rate is significantly affected by the content of pyrrhotite in the material being enriched - the higher the content of this mineral, the shorter the time for its complete decomposition. In stockpiled pyrrhotite concentrate, the pyrrhotite content varies in a wide range: from 25 to 55-60%, which makes it difficult to choose the optimal time and leaching regimes.
Существенным недостатком способа-прототипа является значительное отставание уровня извлечения благородных металлов в коллективный концентрат по сравнению с извлечением никеля. Так, например, извлечение никеля в коллективный концентрат по технологии данного способа составляет 85-87%, при этом уровень извлечения платины и палладия - 70-75%, редких платиновых металлов 40-50%.A significant disadvantage of the prototype method is a significant lag in the level of extraction of precious metals in the collective concentrate compared with the extraction of Nickel. So, for example, the extraction of nickel in a collective concentrate according to the technology of this method is 85-87%, while the level of extraction of platinum and palladium is 70-75%, rare platinum metals 40-50%.
Другим важным недостатком известного способа является сложность аппаратурного оформления процесса предварительной подготовки материала к флотации, основанного на автоклавном выщелачивании, который является энергоемким процессом, требующим значительных затрат времени, реагентов и специального оборудования.Another important disadvantage of this method is the complexity of the hardware design of the preliminary preparation of the material for flotation, based on autoclave leaching, which is an energy-intensive process that requires a significant investment of time, reagents and special equipment.
Задача, решаемая изобретением, заключается в оптимизации процесса предварительной подготовки труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов к флотации с одновременным упрощением технологической схемы, обеспечивающей высокие показатели разделения сульфидных минералов и породных составляющих.The problem solved by the invention is to optimize the process of preliminary preparation of hard-to-float nickel-pyrrhotite materials for flotation, while simplifying the technological scheme that provides high separation ratios of sulfide minerals and rock components.
Технический результат, достигаемый при использовании изобретения, состоит в повышении уровня сквозного извлечения цветных и благородных металлов в коллективный концентрат за счет усиления флотационной активности сульфидных минералов в процессе подготовки труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов к флотации.The technical result achieved by using the invention is to increase the level of through extraction of non-ferrous and noble metals into a collective concentrate by enhancing the flotation activity of sulfide minerals in the process of preparing hard-floated nickel-pyrrhotite materials for flotation.
Поставленная задача решается тем, что в способе переработки труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов, включающем предварительную подготовку материала к флотации, введение в пульпу сульфгидрильного собирателя и флотацию сульфидов, согласно изобретению предварительную подготовку материала к флотации осуществляют путем кондиционирования в две стадии, на первой стадии материал подвергают механической активации в измельчительном аппарате в присутствии абразивного дисперсного продукта крупностью 74-500 мкм, на второй стадии кондиционирования проводят химическую активацию измельченного материала в аппарате с перемешиванием в присутствии щелочного реагента до значения рН 7,0-10,8 в течение 3-10 минут, флотацию сульфидов проводят при массовом соотношении пирротина и сульфгидрильного собирателя от 1:0,0004 до 1:0,0028.The problem is solved in that in the method for processing hard-to-float nickel-pyrrhotite materials containing noble metals from polymetallic iron-containing materials, including preliminary preparation of the material for flotation, introducing a sulfhydryl collector into the pulp and flotation of sulfides, according to the invention, the preliminary preparation of the material for flotation is carried out by conditioning in two stages, in the first stage, the material is subjected to mechanical activation in a grinding apparatus at in the absence of an abrasive dispersed product with a particle size of 74-500 microns, at the second stage of conditioning, the crushed material is chemically activated in the apparatus with stirring in the presence of an alkaline reagent to a pH of 7.0-10.8 for 3-10 minutes, the sulfide flotation is carried out in a mass ratio pyrrhotite and sulfhydryl collector from 1: 0.0004 to 1: 0.0028.
Другим отличием способа является то, что в качестве абразивного дисперсного продукта используют интрузивные горные породы и/или магнетит в составе отвальных хвостов обогащения медно-никелевых руд.Another difference of the method is that as an abrasive dispersed product using intrusive rocks and / or magnetite in the composition of the tailings of the beneficiation of copper-nickel ores.
Опытным путем, с учетом минерально-структурных и гранулометрических характеристик исходного материала в процессе создания изобретения было установлено, что положительное влияние на обогатимость труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов, в состав которых входят окисленные в процессе хранения сульфиды, оказывает механическая активация поверхности материалов, проводимая в условиях минимального измельчения. Экспериментально установлено, что это достигается при добавлении к мелящим телам из металлического железа абразивного дисперсного продукта, обеспечивающего “мягкое” истирание частиц, которое сопровождается механической активацией поверхности сульфидов. Проведенные исследования выявили взаимосвязь между увеличением гидрофобности сульфидных частиц и размером частиц абразивного дисперсного продукта. Увеличение гидрофобности сульфидов и, как следствие, улучшение технологических показателей флотации обусловлено очищением поверхности сульфидов от оксидных пленок. Согласно экспериментальным данным оптимальным для последующей флотации является размер частиц абразивного дисперсного продукта от 74 до 500 мкм. За пределами указанного диапазона технический результат использования предлагаемого способа снижается: при размере частиц менее 74 мкм степень очистки поверхности сульфидов от оксидных пленок снижается, при этом одновременно часть тонких частиц абразивного продукта перераспределяется в пенный продукт, разубоживая его и тем самым снижая качество получаемого коллективного концентрата и уровень извлечения в него ценных компонентов. Использование абразивного дисперсного продукта крупностью более 500 мкм приводит к сокращению общей поверхности данного продукта, участвующей в механической активации поверхности сульфидов, при этом требуется дополнительное время проведения механической активации. Это приводит к переошламованию части сульфидных минералов, и, как следствие, полученные показатели флотационного обогащения получены ниже, чем в способе-прототипе.Empirically, taking into account the mineral-structural and grain-size characteristics of the starting material during the development of the invention, it was found that the mechanical activation of the surface of materials, carried out under conditions, has a positive effect on the enrichment of hard-floating nickel-pyrrhotite materials, which include sulfides oxidized during storage minimum chopping. It has been experimentally established that this is achieved by adding an abrasive dispersed product to the grinding metal iron bodies, which provides “soft” abrasion of particles, which is accompanied by mechanical activation of the sulfide surface. The studies revealed a relationship between the increase in the hydrophobicity of sulfide particles and the particle size of the abrasive dispersed product. The increase in the hydrophobicity of sulfides and, as a consequence, the improvement of technological parameters of flotation is due to the cleaning of the surface of sulfides from oxide films. According to experimental data, the optimal particle size for subsequent flotation is the particle size of the abrasive dispersed product from 74 to 500 microns. Outside the specified range, the technical result of using the proposed method is reduced: when the particle size is less than 74 μm, the degree of purification of the surface of sulfides from oxide films is reduced, while at the same time part of the fine particles of the abrasive product is redistributed into the foam product, diluting it and thereby reducing the quality of the resulting collective concentrate and the level of extraction of valuable components into it. The use of an abrasive dispersed product with a particle size of more than 500 μm leads to a reduction in the total surface of this product involved in the mechanical activation of the surface of sulfides, and additional time for mechanical activation is required. This leads to re-sizing of part of the sulfide minerals, and, as a result, the obtained flotation concentration indicators are lower than in the prototype method.
В процессе создания изобретения было установлено, что наряду с удалением оксидных пленок с поверхности сульфидов механической активацией для оптимизации процесса флотации необходимо проведение химической активации сульфидов.In the process of creating the invention, it was found that along with the removal of oxide films from the surface of sulfides by mechanical activation, to optimize the flotation process, it is necessary to carry out chemical activation of sulfides.
Анализ научно-технической и патентной литературы показывает, что поведение минералов при флотации основывается на процессах, которые в большинстве случаев имеют электрохимическую природу. Окисление минералов, сорбция на их поверхности реагентов и окислительно-восстановительные реакции между минералами и компонентами жидкой фазы играют основную роль при флотационном обогащении.An analysis of the scientific, technical and patent literature shows that the behavior of minerals during flotation is based on processes that in most cases are of an electrochemical nature. Oxidation of minerals, sorption of reagents on their surface, and redox reactions between minerals and components of the liquid phase play a major role in flotation enrichment.
Из результатов лабораторных исследований установлено, что оптимальный диапазон окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) для флотационных систем, содержащих минералы пентландит и пирротин, в состав которых изоморфно входят благородные металлы, составляет от (-50) до (+50) мВ. На начальной стадии переработки труднофлотируемых никель-пирротиновых концентратов до процесса механической активации ОВП пульпы составляет (+150)-(+250) мВ, что указывает на интенсивное протекание окислительных реакций. После механической активации значение ОВП снижается более чем в 2 раза: до величины +70-+90 мВ, что свидетельствует о наличии ингибирования процессов окисления. Подача щелочного реагента, соды или, например, извести до значения рН 7,0-10,8 приводит к переходу значений ОВП в восстановительную область: до (-20)-(-50) мВ, оптимальную для флотационного выделения никельсодержащих сульфидных минералов.From the results of laboratory studies, it was found that the optimal range of redox potential (ORP) for flotation systems containing pentlandite and pyrrhotite minerals, which are composed of noble metals isomorphically, ranges from (-50) to (+50) mV. At the initial stage of the processing of hard-floated nickel-pyrrhotite concentrates before the process of mechanical activation of pulp redox potential, it is (+150) - (+ 250) mV, which indicates an intense oxidation reaction. After mechanical activation, the ORP value decreases by more than 2 times: to a value of + 70- + 90 mV, which indicates the presence of inhibition of oxidation processes. The supply of an alkaline reagent, soda or, for example, lime to a pH of 7.0-10.8 leads to the transition of the ORP values to the reduction region: up to (-20) - (- 50) mV, which is optimal for flotation separation of nickel-containing sulfide minerals.
По степени уменьшения скорости окисления сульфиды можно расположить в следующий ряд: пирротин > пентландит > халькопирит. Таким образом, пирротин, интенсивно окисляясь, существенно замедляет процессы окисления пентландита и халькопирита (Абрамов А.А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд. М.: Недра, 1978. С.52-56). Изучение минерального состава никель-пирротиновых материалов показывает преобладание пирротина (25-55%) по сравнению с пентландитом (4-10%) и халькопиритом (до 5%). Поэтому вероятные механизмы процессов, происходящих при механической и химической активациях, рассматриваются на примере пирротина. При этом учитывается, что соединения, содержащие элементы в промежуточных степенях окисления, обладают окислительно-восстановительной двойственностью - способностью вступать в реакции как с окислителями, так и с восстановителями (Глинка Н.Л. Общая химия. Учебное пособие для вузов/ Под ред. Рабиновича В.А. - Ленинград: Химия, 1986. С.255-285).According to the degree of decrease in the oxidation rate, sulfides can be arranged in the following row: pyrrhotite> pentlandite> chalcopyrite. Thus, pyrrhotite, intensively oxidized, significantly slows down the oxidation of pentlandite and chalcopyrite (Abramov A.A. Theoretical foundations of optimization of selective flotation of sulfide ores. M .: Nedra, 1978. P.52-56). A study of the mineral composition of nickel-pyrrhotite materials shows the predominance of pyrrhotite (25-55%) compared with pentlandite (4-10%) and chalcopyrite (up to 5%). Therefore, the probable mechanisms of the processes occurring during mechanical and chemical activations are considered using pyrrhotite as an example. It is taken into account that compounds containing elements in intermediate oxidation states have redox duality - the ability to react with both oxidizing agents and reducing agents (Glinka N.L. General chemistry. Textbook for universities / Ed. Rabinovich V.A. - Leningrad: Chemistry, 1986. S. 255-285).
В процессе первоначального обогащения и последующего хранения сульфиды железа, в т.ч. пирротин, вступают во взаимодействие с водой и кислородом воздуха:In the process of initial enrichment and subsequent storage of iron sulfides, incl. pyrrhotite, interact with water and oxygen:
FeS2+4Н2O↔ Fe(OH)++S2O
Fe(OH)++2Н2O↔ Fе(ОН)3↓ +H++е (2)Fe (OH) + + 2H 2 O↔ Fe (OH) 3 ↓ + H + + e (2)
FeS2+O2↔ FeSO4+S° (3)FeS 2 + O 2 ↔ FeSO 4 + S ° (3)
В процессе измельчения, где происходит снижение ОВП пульпы, возможно протекание реакции с выделением элементарной серы:In the grinding process, where there is a decrease in the ORP of the pulp, a reaction can occur with the release of elemental sulfur:
FeS2↔ Fe2++2S° +2е (4)FeS 2 ↔ Fe 2+ + 2S ° + 2е (4)
При этом происходит гидролиз серы в щелочной среде, начиная с рН 8,0-8,5 по реакции:In this case, hydrolysis of sulfur in an alkaline medium occurs, starting from pH 8.0-8.5 according to the reaction:
4S° +4Н2O↔ 3Н2S+2H++SO
Протекание реакции (5) способствует сдвигу равновесия реакции (4) вправо и приводит к дальнейшему снижению ОВП.The course of reaction (5) contributes to a shift in the equilibrium of reaction (4) to the right and leads to a further decrease in redox potential.
Повышение щелочности пульпы при подаче во 2-ю стадию кондиционирования СаО (в воде Са(ОН)2) приводит к ускорению и более полному протеканию реакции (5) за счет связывания сульфат-иона в малорастворимый гипс по реакциям, которые протекают преимущественно с Са2+, т.к. коэффициент активности для двухзарядных ионов кальция и сульфат-ионов выше, чем коэффициент активности у двух- и трехзарядных ионов железа (Цитович И.К. Курс аналитической химии. М.: Высшая школа, 1977, С.33-37):The increase in the alkalinity of the pulp when CaO is fed into the 2nd stage of conditioning (in water, Ca (OH) 2 ) leads to an acceleration and more complete occurrence of reaction (5) due to the binding of the sulfate ion to sparingly soluble gypsum according to reactions that proceed predominantly with Ca 2 + since the activity coefficient for doubly charged calcium ions and sulfate ions is higher than the activity coefficient for doubly and triply charged iron ions (IK Tsitovich Course of analytical chemistry. M .: Higher school, 1977, S.33-37):
Са2++SO
Са(ОН)2+S° → S2-+(HS)-+CaSO4↓ (7)Ca (OH) 2 + S ° → S 2- + (HS) - + CaSO 4 ↓ (7)
Ускорение реакции (5) за счет протекания реакций (6) и (7) дополнительно углубляет протекание реакции (4) со смещением равновесия вправо, что еще более снижает ОВП пульпы, выделяющиеся при этом ионы S2-, HS-, элементарная сера S° и H2S способствуют сульфидизации поверхности окисленных сульфидов пирротина и пентландита (FeS2 и (Ni, Fe)9S8) и закреплению сульфгидрильного собирателя на их поверхности.The acceleration of reaction (5) due to the occurrence of reactions (6) and (7) further deepens the course of reaction (4) with a shift in equilibrium to the right, which further reduces the ORP of the pulp, the ions S 2- , HS - released in this case, elementary sulfur S ° and H 2 S contribute to the surface sulfidization of the oxidized pyrrhotite and pentlandite sulfides (FeS 2 and (Ni, Fe) 9 S 8 ) and the fixation of the sulfhydryl collector on their surface.
Снижение количества извести, подаваемой во 2-ю стадию кондиционирования - химическую активацию извести до рН менее 7,0, снижает глубину протекания процесса сульфидизации поверхности сульфидов, снижая тем самым полноту извлечения ценных компонентов в пенный продукт до уровня более низкого, чем в способе-прототипе. Повышение количества добавляемой извести до величины рН более 10,8 приводит к депрессии флотационных свойств сульфидных минералов пентландита и пирротина, при этом потери никеля и благородных металлов с отвальными хвостами также получены значительно ниже, чем в способе-прототипе.The reduction in the amount of lime supplied to the 2nd stage of conditioning - chemical activation of lime to a pH of less than 7.0, reduces the depth of the process of sulfidization of the surface of sulfides, thereby reducing the completeness of the extraction of valuable components in the foam product to a level lower than in the prototype method . Increasing the amount of added lime to a pH of more than 10.8 leads to a depression of the flotation properties of sulfide minerals of pentlandite and pyrrhotite, while the losses of nickel and noble metals with dump tailings are also significantly lower than in the prototype method.
При выполнении исследований было установлено, что время проведения химической активации является значимым для получения высоких технологических показателей при флотации никель-пирротинового материала и составляет 3-10 минут. При сокращении времени проведения химической активации менее 3 минут не достигнут оптимальный уровень значений ОВП пульпы для последующей флотации никельсодержащих сульфидов, т.е. процесс сульфидизации поверхности сульфидов незавершен, и, как следствие, показатели флотации получены ниже, чем в способе-прототипе: повышаются потери ценных компонентов с отвальными хвостами. Увеличение времени химической активации более 10 минут не приводит к увеличению технологических показателей флотации, нерационально увеличивая объемы используемого оборудования.When performing research, it was found that the time of chemical activation is significant for obtaining high technological parameters during flotation of nickel-pyrrhotite material and is 3-10 minutes. When the time of chemical activation was reduced to less than 3 minutes, the optimal level of pulp redox potential was not reached for the subsequent flotation of nickel-containing sulfides, i.e. the process of sulfidization of the surface of sulfides is incomplete, and, as a result, the flotation indices are lower than in the prototype method: the loss of valuable components with tailings increases. An increase in the time of chemical activation of more than 10 minutes does not lead to an increase in technological parameters of flotation, irrationally increasing the volume of equipment used.
Согласно экспериментальным данным оптимальным для флотации никель-пирротиновых материалов является массовое соотношение пирротина и сульфгидрильного собирателя от 1:0,00004 до 1:0,0028, независимо от химико-минералогического состава обогащаемого материала. За пределами указанного диапазона результаты использования способа резко снижаются: при соотношении пирротина и сульфгидрильного собирателя более 1:0,00004 нарушается химическое взаимодействие собирателя с сульфидизированной поверхностью пирротина и пентландита, что обусловлено дефицитом собирателя. Известно, что доля химически закрепившегося собирателя на окисленных и сульфидизированных поверхностях непостоянна и возрастает с повышением щелочности среды и отрицательных значений ОВП (Абрамов А.А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд. М.: Недра, 1978. С.103-113). Опытным путем установлено, что в указанном диапазоне соотношений пирротина и сульфгидрильного собирателя более 1:0,00004 во флотационной пульпе резко снижается флотируемость сульфидов, активированных после 2-х стадий кондиционирования. Это приводит к снижению содержания ценных компонентов в пенном продукте и к повышению их потерь с отвальными хвостами. При соотношении пирротина и сульфгидрильного собирателя менее 1:0,0028 показатели извлечения ценных компонентов улучшаются незначительно, в то же время качество концентрата резко снижается из-за перехода в пенный продукт компонентов пустой породы. Кроме этого, происходит накопление остаточной концентрации собирателя в контуре технологического водооборота, что создает дополнительные проблемы в следующих циклах обогащения.According to experimental data, the mass ratio of pyrrhotite to sulfhydryl collector from 1: 0.00004 to 1: 0.0028 is optimal for flotation of nickel-pyrrhotite materials, regardless of the chemical and mineralogical composition of the material being enriched. Outside the specified range, the results of using the method are sharply reduced: when the ratio of pyrrhotite and sulfhydryl collector is more than 1: 0.00004, the chemical interaction of the collector with the sulfidized surface of pyrrhotite and pentlandite is violated, which is due to a deficiency of the collector. It is known that the proportion of chemically fixed collector on oxidized and sulfidized surfaces is not constant and increases with increasing alkalinity of the medium and negative ORP values (Abramov A.A. Theoretical foundations of optimization of selective flotation of sulfide ores. M .: Nedra, 1978. P.103-113) . It was experimentally established that in the indicated range of ratios of pyrrhotite and sulfhydryl collector more than 1: 0.00004, the floatability of sulfides activated after 2 conditioning stages sharply decreases in the flotation pulp. This leads to a decrease in the content of valuable components in the foam product and to an increase in their losses with tailings. When the ratio of pyrrhotite to sulfhydryl collector is less than 1: 0.0028, the recovery of valuable components does not improve significantly, while the quality of the concentrate decreases sharply due to the transfer of waste rock components to the foam product. In addition, there is an accumulation of the residual collector concentration in the process water circuit, which creates additional problems in the following enrichment cycles.
При проведении исследований установлено, что эффективность 2-стадиального кондиционирования, включающего механическую и химическую активацию окисленной сульфидной поверхности с последующей подачей определенного количества сульфгидрильного собирателя, дозируемого соответственно содержанию легкоокисляемого сульфида, сохраняется при изменении содержания твердого в питании флотации от 35 до 45% и обеспечивает повышенную флотируемость как высокодисперсных, так и грубодисперсных минеральных частиц. При этом достигается селективное извлечение сульфидов цветных металлов, а также связанных с ними изоморфно и в минеральной форме благородных металлов в пенный продукт. Поэтому объектами для использования заявляемого способа могут являться сульфидосодержащие материалы, подвергшиеся частичной коррозии, с повышенным содержанием тонкодисперсных частиц, так и грубодисперсных полиминеральных сростков: промпродукты химического обогащения ферроникелевых пирротинов, труднообогатимые окисленные руды, содержащие сульфиды и благородные металлы, шлаки пирометаллургических агрегатов и др. материалы.When conducting studies it was found that the effectiveness of 2-stage conditioning, including mechanical and chemical activation of the oxidized sulfide surface with the subsequent supply of a certain amount of sulfhydryl collector, dosed according to the content of easily oxidized sulfide, is maintained when the solid content in the flotation feed is changed from 35 to 45% and provides increased floatability of both fine and coarse mineral particles. This achieves the selective extraction of non-ferrous metal sulfides, as well as the noble metals isomorphically and in mineral form associated with them, into the foam product. Therefore, objects for using the proposed method can be sulfide-containing materials that have undergone partial corrosion, with a high content of fine particles and coarse polymineral aggregates: intermediate products of the chemical enrichment of ferronickel pyrrhotite, refractory oxidized ores containing sulfides and noble metals, slag pyrometallurgical materials. .
Сведений об использовании щелочных реагентов, в частности извести, для химической активации окисленных поверхностей сульфидов железа и никеля в патентной и научно-технической литературе не выявлено, более того, известно отрицательное влияние катионов кальция на флотационное извлечение железосодержащих минералов (Абрамов А.А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд. М.: Недра, 1978. С.175-180). Не выявлено также сведений об известности отличительных признаков заявляемого способа в совокупности: предварительной подготовки материала к флотации - 2-стадиальном кондиционировании, включающем механическую активацию в измельчительном аппарате и химическую активацию с подачей щелочного реагента соды или извести с последующей подачей перед флотацией сульфгидрильного собирателя, дозируемого соответственно содержанию легкоокисляемого сульфида - пирротина. Следовательно, заявляемый объект соответствует критерию “Изобретательский уровень”.Information on the use of alkaline reagents, in particular lime, for the chemical activation of oxidized surfaces of iron and nickel sulfides in the patent and scientific literature is not identified, moreover, the negative effect of calcium cations on the flotation extraction of iron-containing minerals is known (Abramov A.A. Theoretical basis optimization of selective flotation of sulfide ores. M: Nedra, 1978. S.175-180). There was also no information about the popularity of the distinguishing features of the proposed method in the aggregate: preliminary preparation of the material for flotation - 2-stage conditioning, including mechanical activation in the grinding apparatus and chemical activation with the supply of an alkaline soda or lime reagent, followed by the supply of a sulfhydryl collector dosed accordingly content of easily oxidized sulfide - pyrrhotite. Therefore, the claimed object meets the criterion of "Inventive step".
Эффективность предлагаемого способа является результатом совокупного действия всех отличительных признаков (последовательности и режимов предварительной подготовки материала к флотации - 2-стадиальном кондиционировании, крупности абразивного дисперсного материала, величины рН, соотношения пирротина и сульфгидрильного собирателя перед флотацией сульфидов).The effectiveness of the proposed method is the result of the combined action of all the distinguishing features (sequence and modes of preliminary preparation of the material for flotation - 2-stage conditioning, the size of the abrasive dispersed material, pH, the ratio of pyrrhotite and sulfhydryl collector before flotation of sulfides).
Способ осуществляют следующим образомThe method is as follows
В исходный труднофлотируемый никель-пирротиновый материал, например, “лежалый” пирротиновый концентрат вводят абразивный дисперсный продукт заданной крупности 74-500 мкм. Затем полученную смесь смешивают с водой (распульповывают) и проводят предварительную подготовку к флотации - 2-стадиальное кондиционирование: на первой стадии кондиционирования водную пульпу никель-пирротинового материала подвергают механической активации в присутствии абразивного дисперсного продукта в мельнице, затем проводят вторую стадию кондиционирования - химическую активацию с подачей в пульпу щелочного реагента - соды или извести до рН 7,0-10,8 и перемешивают в камере флотомашины без доступа воздуха 3-10 минут. Особенности 2-стадиального кондиционирования зависят от многих условий: химико-минералогического состава исходного сырья, степени окисленности сульфидов, текстурно-структурных характеристик и соотношения полезных компонентов. Расход вводимого в кондиционированную пульпу сульфгидрильного собирателя, например бутилового ксантогената, и содержание пирротина, входящего в состав обогащаемого никель-пирротинового материала, отвечает соотношению от 0,00004:1 до 0,0028:1.An abrasive dispersed product of a given grain size of 74-500 microns is introduced into the original hardly floated nickel-pyrrhotite material, for example, “stale” pyrrhotite concentrate. Then the resulting mixture is mixed with water (pulp) and preliminary preparation for flotation is carried out - 2-stage conditioning: at the first stage of conditioning, the aqueous pulp of the nickel-pyrrhotite material is subjected to mechanical activation in the presence of an abrasive dispersed product in the mill, then the second conditioning stage is carried out - chemical activation with an alkaline reagent, soda or lime, fed to the pulp to a pH of 7.0-10.8 and mixed in the chamber of the flotation machine without air for 3-10 minutes. Features of 2-stage conditioning depend on many conditions: the chemical and mineralogical composition of the feedstock, the degree of oxidation of sulfides, texture and structural characteristics and the ratio of useful components. The consumption of the sulfhydryl collector introduced into the conditioned pulp, for example, butyl xanthate, and the content of pyrrhotite, which is part of the enriched nickel-pyrrhotite material, corresponds to a ratio of 0.00004: 1 to 0.0028: 1.
Продукты флотации - коллективный сульфидный никель-пирротиновый концентрат и отвальные хвосты подвергают объемным и весовым измерениям и анализируют на содержание цветных и благородных металлов. По результатам измерений рассчитывают материальный баланс технологического процесса.Flotation products - collective sulfide nickel-pyrrhotite concentrate and tailings are subjected to volumetric and weight measurements and analyzed for the content of non-ferrous and noble metals. According to the measurement results calculate the material balance of the technological process.
Результаты конкретных примеров использования заявляемого способа приведены в таблице.The results of specific examples of the use of the proposed method are shown in the table.
Эксперименты проводили в лабораторных условиях на пробе “лежалого” пирротинового концентрата (ЛПК), отобранного пирротинохранилища, которое является техногенным месторождением, образованным 25-30 лет назад. Складирование в специально подготовленные хранилища чернового пирротинового концентрата было обусловлено отсутствием в тот период металлургических мощностей для его переработки.The experiments were carried out in laboratory conditions on a sample of “stale” pyrrhotite concentrate (LPC), a selected pyrrhotine storage, which is an industrial deposit formed 25-30 years ago. Storage in specially prepared storages of crude pyrrhotite concentrate was due to the lack of metallurgical facilities for its processing at that time.
ЛПК является техногенным продуктом, прошедшим длительное хранение и предварительное флотационное обогащение, т.е. поверхность сульфидных минералов частично окислена и пассивирована реагентами, что значительно затрудняет отделение сульфидных минералов от пустой породы. Основными сульфидными минералами, входящими в состав ЛПК, являются: пирротин - 25-55%, пентландит - 4,0-9,0%, халькопирит - 1,5-3,0%, содержание основных элементов,%: никель 1,47-1,53, медь - 0,6-0,8, сера - 13-25, железо - 25-35, сумма платиновых металлов - 11-13 г/т; содержание класса менее 0,045 мм составляет 68-88%. Важно отметить, что палладий, содержащийся в ЛПК до 7,0-8,5 г/т, изоморфно входит в состав пирротина, поэтому пирротин целесообразно максимально извлекать в концентрат.LPC is a technogenic product that has undergone long-term storage and preliminary flotation enrichment, i.e. the surface of sulfide minerals is partially oxidized and passivated by reagents, which greatly complicates the separation of sulfide minerals from waste rock. The main sulfide minerals that make up the complex are: pyrrhotite - 25-55%, pentlandite - 4.0-9.0%, chalcopyrite - 1.5-3.0%, the content of the main elements,%: nickel 1.47 -1.53, copper - 0.6-0.8, sulfur - 13-25, iron - 25-35, the sum of platinum metals - 11-13 g / t; a grade content of less than 0.045 mm is 68-88%. It is important to note that palladium contained in the LPC up to 7.0-8.5 g / t is an isomorphic component of pyrrhotite; therefore, it is advisable to extract pyrrhotite to the maximum concentration.
Пример 1 - реализация способа-прототипа.Example 1 - the implementation of the prototype method.
Переработка труднофлотируемых никель-пирротиновых материалов по способу-прототипу проведена по схеме, включающей предварительную подготовку материала к флотации - автоклавное окисление пирротина с последующим осаждением сульфидов ценных металлов, затем - кондиционирование пульпы с собирателем и флотационное выделение коллективного полиметаллического концентрата.The processing of hard-floating nickel-pyrrhotite materials according to the prototype method was carried out according to a scheme that included preliminary preparation of the material for flotation — autoclave oxidation of pyrrhotite followed by precipitation of valuable metal sulfides, then conditioning pulp with a collector and flotation separation of a collective polymetallic concentrate.
ЛПК крупностью 75% класса менее 0,045 мм, имеющего состав: никеля 1,48%, меди 0,80% и МПГ 12,0 г/т, в виде водной пульпы с отношением Ж:T=1,5 подвергали автоклавно-окислительной обработке, осуществляемой в титановом автоклаве вместимостью 3,0 дм3, оборудованном системами регулирования температуры и давления. Для окисления использовали технический кислород. Обработку проводили при температуре около 110° С и давлении кислорода ~15 ати в присутствии ПАВ, предотвращающего смачивание сульфидов расплавленной серой. Продолжительность обработки 3,3-5,0 час. Оксидные пленки, образовавшиеся на поверхности сульфидов, создают диффузионный барьер для проникновения кислорода к сульфидам, что значительно затрудняет проведение автоклавного выщелачивания. Для растворения оксидных пленок и активации сульфидов в процесс выщелачивания добавляли серную кислоту. Осаждение ценных металлов из раствора окисленной пульпы проводили измельченными металлизированными железными окатышами при температуре 95° С в течение 30 мин до остаточной концентрации никеля в растворе 0,25 г/дм3. Подготовленный к флотации материал в виде водной пульпы с отношением Ж:Т=1,5 кондиционировали в течение 5 мин в лабораторной флотомашине с рабочим объемом камеры 1,0 дм3 в присутствии сульфгидрильного собирателя - бутилового ксантогената калия при расходе ~300 г/т твердого, величина рН в операциях флотации составляет 3-5 единиц. Ксантогенат использовали в виде 5%-ного раствора. Для нейтрализации отвальных хвостов добавляли известь до рН 7,5-8,0.A wood-based pulp mill with a grain size of 75% class less than 0.045 mm, having the composition: nickel 1.48%, copper 0.80% and PGM 12.0 g / t, in the form of an aqueous pulp with a ratio of W: T = 1.5 was subjected to an autoclave-oxidative treatment carried out in a titanium autoclave with a capacity of 3.0 dm 3 , equipped with temperature and pressure control systems. For oxidation used industrial oxygen. The treatment was carried out at a temperature of about 110 ° C and an oxygen pressure of ~ 15 atm in the presence of a surfactant that prevents wetting of the sulfides by molten sulfur. The processing time is 3.3-5.0 hours. Oxide films formed on the surface of sulfides create a diffusion barrier for the penetration of oxygen to sulfides, which greatly complicates the autoclave leaching. To dissolve the oxide films and activate sulfides, sulfuric acid was added to the leaching process. Precipitation of precious metals from an oxidized pulp solution was carried out with crushed metallized iron pellets at a temperature of 95 ° C for 30 min to a residual nickel concentration in the solution of 0.25 g / dm 3 . The material prepared for flotation in the form of an aqueous pulp with a ratio of W: T = 1.5 was conditioned for 5 min in a laboratory flotation machine with a working volume of 1.0 dm 3 in the presence of a sulfhydryl collector - potassium butyl xanthate at a flow rate of ~ 300 g / t solid , the pH value in flotation operations is 3-5 units. Xanthate was used as a 5% solution. To neutralize the tailings, lime was added to a pH of 7.5-8.0.
Коллективную флотацию проводили в замкнутом цикле - по принципу непрерывного процесса. Сложность флотационного обогащения заключается в том, что ~50% материала, поступающего на флотацию, представлено частицами крупности 5-7 мкм, в основном, тонкодисперсных гидрооксидов железа. Другим фактором, осложняющим процесс разделения минералов, является наличие в пульпе частично коррелированных зерен первичных сульфидов, характеризующихся низкой флотационной активностью, и крупных серосульфидных сростков, превышающих верхний предел флотируемости, отвечающий условиям стандартного режима.Collective flotation was carried out in a closed cycle - on the principle of a continuous process. The complexity of flotation enrichment lies in the fact that ~ 50% of the material entering the flotation is represented by particles of a particle size of 5-7 microns, mainly finely dispersed iron hydroxides. Another factor complicating the separation of minerals is the presence in the pulp of partially correlated grains of primary sulfides, which are characterized by low flotation activity, and large sulfur-sulfide aggregates that exceed the upper limit of flotation, which meets the conditions of the standard mode.
Материал в твердом питании флотации содержал: никель - 1,48-1,50%, медь - 0,78-0,8%, сера - 11-13%, железо - 26-27%, сумма платины и палладия (МПГ) - 12,0-12,3 г/т.The material in the solid nutrition of flotation contained: nickel - 1.48-1.50%, copper - 0.78-0.8%, sulfur - 11-13%, iron - 26-27%, the sum of platinum and palladium (PGM) - 12.0-12.3 g / t.
Результаты опыта представлены в таблице. Извлечение в коллективный концентрат составило,%: никеля - 78,50, меди - 80,45, МПГ - 67,76%. Коллективный концентрат содержит никеля - 3,42%, меди - 1,89%, МПГ - 23,42 г/т.The results of the experiment are presented in the table. Extraction into the collective concentrate was,%: nickel - 78.50, copper - 80.45, PGM - 67.76%. Collective concentrate contains nickel - 3.42%, copper - 1.89%, PGM - 23.42 g / t.
Пример 2 - предлагаемый способ.Example 2 - the proposed method.
Состав обогащаемого ЛПК такой же, как в примере 1. Перед распульповыванием до содержания твердого в водной пульпе 40% твердого в ЛПК вводили абразивный дисперсный продукт крупностью 100 мм, который является отвальными хвостами от переработки медно-никелевых руд и находился на хранении вместе с ЛПК, и проводили предварительную подготовку к флотации - 2-стадиальное кондиционирование. На первой стадии кондиционирования водную пульпу ЛПК в присутствии абразивного дисперсного продукта крупностью 100 мм загружали в лабораторную мельницу и провели механическую активацию - доизмельчение в течение 3 минут, затем активированный после 1 стадии материал подвергали второй стадии кондиционирования - химической активации. В лабораторную флотомашину с рабочим объемом камеры 1 дм3 загружали навеску пульпы с содержанием твердого 40%, затем в пульпу вводили щелочной реагент - известь до значения рН 10,0 и при включенном импеллере без подачи воздуха (без аэрации) проводили вторую стадию кондиционирования в течение 5 минут. После второй стадии кондиционирования в пульпу вводили бутиловый ксантогенат. Расход ксантогената и содержания пирротина, входящего в состав ЛПК, отвечает массовому соотношению 0,001:1. Коллективную флотацию проводили так же, как в способе-прототипе - в замкнутом цикле, имитируя непрерывный процесс.The composition of the enriched LPC is the same as in Example 1. Before pulping to a solid content of 40% solid in the aqueous pulp, an abrasive dispersed product with a grain size of 100 mm was introduced into the LPC, which is the tailings from the processing of copper-nickel ores and was stored with the LPC, and carried out preliminary preparation for flotation - 2-stage conditioning. In the first stage of conditioning, the aqueous pulp of the pulp and paper mill in the presence of an abrasive dispersed product with a particle size of 100 mm was loaded into a laboratory mill and mechanical activation was carried out - regrinding for 3 minutes, then the material activated after stage 1 was subjected to the second conditioning stage - chemical activation. A weighed pulp with a solid content of 40% was loaded into a laboratory flotation machine with a chamber volume of 1 dm 3 , then an alkaline reagent was introduced into the pulp — lime to pH 10.0, and when the impeller was turned on without air supply (without aeration), the second conditioning stage was carried out for 5 minutes. After the second conditioning step, butyl xanthate was introduced into the pulp. The consumption of xanthate and the content of pyrrhotite, which is part of the complex, corresponds to a mass ratio of 0.001: 1. Collective flotation was carried out in the same way as in the prototype method - in a closed loop, simulating a continuous process.
Сочетание предлагаемых режимов кондиционирования и соотношения расхода ксантогената и содержания пирротина обеспечило высокий для данного процесса уровень извлечений цветных и благородных металлов в коллективный никель-пирротиновый концентрат: никеля - 87,15%, меди - 87,33%, МПГ - 88,5%. В этом опыте был получен коллективный концентрат с содержанием никеля 3,83%, меди - 2,05%, МПГ - 31,1 г/т.The combination of the proposed conditioning regimes and the ratio of xanthate consumption and pyrrhotite content ensured a high level of extraction of non-ferrous and noble metals in the collective nickel-pyrrhotite concentrate for this process: nickel - 87.15%, copper - 87.33%, PGM - 88.5%. In this experiment, a collective concentrate was obtained with a nickel content of 3.83%, copper - 2.05%, PGM - 31.1 g / t.
Примеры 3 и 4 - предлагаемый способ при содержании твердого в питании флотации 35% (пример 3) и 45% (пример 4).Examples 3 and 4 - the proposed method with a solid content in the nutrition of flotation of 35% (example 3) and 45% (example 4).
Состав обогащаемого ЛПК и условия опытов, включая оборудование, режимы двухстадиального кондиционирования и расхода ксантогената, такие же, как в примере 2. Отличия заключаются в том, что в примере 3 в лабораторную флотомашину с рабочим объемом камеры 1 дм3 загружали навеску пульпы с содержанием твердого 35%, а в примере 4 - с содержанием твердого - 45%. Полученные результаты опытов выше, чем в способе-прототипе, представлены в таблице. Получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля 3,93-3,85%, меди - 2,09%, МПГ - 31,00-31,17 г/т, извлечение металлов в концентрат составило,%: никеля - 86,23-87,56, меди - 85,44-87,56, МПГ - 85,64-88,25.The composition of the enriched wood processing complex and the experimental conditions, including equipment, two-stage conditioning and xanthate consumption, are the same as in example 2. The differences are that in example 3, a sample of solid pulp containing solid content was loaded into a laboratory flotation machine with a working volume of 1 dm 3 35%, and in example 4 with a solid content of 45%. The results of the experiments are higher than in the prototype method, are presented in the table. A collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.93-3.85%, copper - 2.09%, PGM - 31.00-31.17 g / t, metal extraction into the concentrate was,%: nickel - 86, 23-87.56, copper - 85.44-87.56, PGM - 85.64-88.25.
Примеры 5 - предлагаемый способ.Examples 5 - the proposed method.
Оборудование и условия проведения опыта такие же, как в примере 2, отличие заключается в том, что ЛПК, используемый при обогащении, имел крупность 68% класса менее 0,045 мм, т.е. с менее развитой поверхностью, чем используемый в способе-прототипе и в примере 2 по предлагаемому способу. Совокупность действия отличительных признаков (последовательности и режимов кондиционирования и расхода собирателя, дозируемого в определенном соотношении к пирротину) обеспечили уровень технологических показателей выше, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержит никеля - 3,76%, меди - 1,98%, МПГ - 30,80 г/т, при извлечении в него никеля - 83,68%, меди - 82,52%, МПГ - 84,6%.The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 2, the difference is that the woodworking complex used in the enrichment had a particle size of 68% of the class less than 0.045 mm, i.e. with a less developed surface than that used in the prototype method and in example 2 according to the proposed method. The combination of the distinctive features (the sequence and modes of conditioning and flow rate of the collector dosed in a certain ratio to pyrrhotite) ensured the level of technological indicators higher than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contains nickel - 3.76%, copper - 1.98 %, PGM - 30.80 g / t, with the extraction of nickel - 83.68%, copper - 82.52%, PGM - 84.6%.
Пример 6 - предлагаемый способ.Example 6 - the proposed method.
Оборудование и условия проведения опыта такие же, как в примере 2, отличие заключается в том, что ЛПК, используемый при обогащении, имел крупность 88% класса менее 0,045 мм, т.е. с более развитой поверхностью, чем используемый в способе-прототипе и в примере 2 по предлагаемому способу. В данном опыте проверено влияние совокупности заявляемых признаков, определяющих эффективность процесса переработки, на материале с измененным гранулометрическим составом. Полученные результаты по данному опыту представлены в таблице и имеют более высокий уровень, чем в способе-прототипе. Коллективный никель-пирротиновый концентрат содержит никеля - 3,71%, меди - 1,96%, МПГ - 29,01 г/т. Извлечение в концентрат составило,%: никеля - 85,27%, меди - 84,65%, МПГ - 85,37%.The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 2, the difference is that the woodworking complex used in the enrichment had a particle size of 88% of the class less than 0.045 mm, i.e. with a more developed surface than that used in the prototype method and in example 2 according to the proposed method. In this experiment, the effect of the combination of the claimed features determining the efficiency of the processing process on a material with a modified particle size distribution was verified. The results of this experiment are presented in the table and have a higher level than in the prototype method. Collective nickel-pyrrhotite concentrate contains nickel - 3.71%, copper - 1.96%, PGM - 29.01 g / t. Extraction to the concentrate was,%: nickel - 85.27%, copper - 84.65%, PGM - 85.37%.
Пример 7 - предлагаемый способ.Example 7 - the proposed method.
Используемый при обогащении ЛПК, оборудование, условия второй стадии кондиционирования и расход ксантогената такие же, как в примере 2. Отличие заключается в том, что крупность абразивного дисперсного материала, который вводили в обогащаемый ЛПК перед первой стадией кондиционирования, составляла 74 мкм, т.е. является нижним, наименьшим пределом крупности, определенным экспериментально и положительно влияющим на процесс первой стадии кондиционирования и, как следствие, на уровень технологических показателей.The equipment used in the enrichment of the woodworking complex, equipment, conditions of the second conditioning stage and xanthogenate consumption are the same as in Example 2. The difference is that the size of the abrasive dispersed material that was introduced into the enriched woodworking complex before the first conditioning stage was 74 μm, i.e. . is the lower, smallest size limit, determined experimentally and positively affecting the process of the first conditioning stage and, as a result, the level of technological indicators.
Результаты опыта представлены в таблице. Получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,59%, меди - 1,88%, МПГ - 29,02 г/т, при извлечении в концентрат никеля - 85,41%, меди - 84,36%, МПГ - 86,63%.The results of the experiment are presented in the table. A collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.59%, copper - 1.88%, PGM - 29.02 g / t, and extraction of nickel concentrate - 85.41%, copper - 84.36%, PGM - 86.63%.
Пример 8 - предлагаемый способ.Example 8 - the proposed method.
Оборудование, условия второй стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2.The equipment, the conditions of the second stage of conditioning, the xanthate consumption and the composition of the enriched woodworking complex are the same as in example 2.
Отличие заключается в том, что крупность абразивного дисперсного материала, вводимого в ЛПК перед первой стадией кондиционирования, составляла 500 мкм, т.е. верхний, наибольший предел крупности, определенный экспериментально и положительно влияющий на процесс первой стадии кондиционирования и, как следствие, на уровень технологических показателей. При проведении данного опыта получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,71%, меди - 2,02%, МПГ - 30,77 г/т. Извлечение в концентрат составило,%: никеля - 83,08%, меди - 82,55%, МПГ - 85,52%, что превышает уровень извлечений цветных и благородных металлов по способу-прототипу.The difference is that the size of the abrasive dispersed material introduced into the woodworking complex before the first conditioning stage was 500 μm, i.e. the upper, largest size limit, determined experimentally and positively affecting the process of the first stage of conditioning and, as a result, the level of technological indicators. During this experiment, a collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.71%, copper - 2.02%, PGM - 30.77 g / t. Extraction into concentrate amounted to,%: nickel - 83.08%, copper - 82.55%, PGM - 85.52%, which exceeds the level of extraction of non-ferrous and noble metals by the prototype method.
Пример 9 - предлагаемый способ.Example 9 - the proposed method.
Оборудование, условия второй стадии кондиционирования, расход ксантогената, состав и содержание класса менее 0,045 мм в обогащаемом ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие заключается в том, что крупность абразивного дисперсного материала, вводимого перед первой стадией кондиционирования в ЛПК, составляла 65 мкм, что ниже минимального оптимального предела крупности, составляющего 74 мкм. Полученные при данных условиях 1-ой стадии кондиционирования технологические показатели ниже, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля 3,11%, меди - 1,68%, МПГ - 22,24 г/т, при извлечении никеля - 78,64%, меди - 80,62%, МПГ - 70,34%.The equipment, conditions of the second conditioning stage, xanthate consumption, composition and grade less than 0.045 mm in the enriched woodworking complex are the same as in Example 2. The difference is that the size of the abrasive dispersed material introduced before the first conditioning stage in the woodworking complex was 65 μm that is below the minimum optimum size limit of 74 microns. Obtained under these conditions of the 1st stage of conditioning, technological indicators are lower than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contained 3.11% nickel, 1.68% copper, 22.24 g / t PGM, and nickel recovery - 78.64%, copper - 80.62%, PGM - 70.34%.
Пример 10 - предлагаемый способ.Example 10 - the proposed method.
Оборудование, условия второй стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие заключается в том, что крупность абразивного дисперсного материала, вводимого перед первой стадией кондиционирования в ЛПК, составляла 600 мкм, что выше максимального оптимального предела крупности, составляющего 500 мкм. Технологические показатели, полученные при проведении данного опыта, ниже, чем по способу-прототипу: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля - 3,29%, меди - 1,82%, МПГ - 23,21 г/т, при извлечении в него никеля - 75,49%, меди - 78,96%, МПГ - 66,86%.The equipment, the conditions of the second conditioning stage, the xanthate consumption and the composition of the enriched pulp mill are the same as in Example 2. The difference is that the size of the abrasive dispersed material introduced before the first conditioning step in the pulp mill was 600 μm, which is higher than the maximum optimum size limit constituting 500 microns. The technological indicators obtained during this experiment are lower than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contained nickel - 3.29%, copper - 1.82%, PGM - 23.21 g / t, when extracted into it nickel - 75.49%, copper - 78.96%, PGM - 66.86%.
Пример 11 - предлагаемый способ.Example 11 - the proposed method.
Используемый при обогащении ЛПК, оборудование и условия первой стадии кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования щелочной реагент - известь добавляли до рН 7,0, т.е. нижний экспериментально определенный предел значения, положительно влияющий на результаты последующей флотации. При проведении данного опыта получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,83%, меди - 1,99%, МПГ - 30,98 г/т. Извлечение в концентрат составило,%: никеля - 86,43%, меди - 85,56%, МПГ - 87,10%, что значительно превышает уровень извлечений цветных и благородных металлов по способу-прототипу.The equipment and conditions of the first conditioning stage used in the enrichment of the woodworking complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage the alkaline reagent - lime was added to pH 7.0, i.e. lower experimentally determined limit value, positively affecting the results of subsequent flotation. During this experiment, a collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.83%, copper 1.99%, PGM 30.98 g / t. Extraction into concentrate amounted to,%: nickel - 86.43%, copper - 85.56%, PGM - 87.10%, which significantly exceeds the level of extraction of non-ferrous and noble metals by the prototype method.
Пример 12 - предлагаемый способ.Example 12 - the proposed method.
Используемый при обогащении ЛПК, оборудование и условия первой стадии кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования щелочной реагент - известь добавляли до рН 10,8, т.е. верхний экспериментально определенный предел значения, положительно влияющий на результаты последующей флотации. Технологические показатели, полученные при проведении данного опыта, выше, чем по способу-прототипу: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля - 3,89%, меди - 2,07%, МПГ - 31,31 г/т, при извлечении в него никеля - 85,33%, меди - 84,11%, МПГ - 85,84%.The equipment and conditions of the first conditioning stage used in the enrichment of the woodworking complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage the alkaline reagent - lime was added to a pH of 10.8, i.e. the upper experimentally determined limit value, which positively affects the results of subsequent flotation. The technological indicators obtained during this experiment are higher than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contained nickel - 3.89%, copper - 2.07%, PGM - 31.31 g / t, when extracted into it nickel - 85.33%, copper - 84.11%, PGM - 85.84%.
Пример 13 - предлагаемый способ.Example 13 - the proposed method.
Оборудование, условия первой стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования щелочной реагент - известь добавляли до рН 6,0, т.е. ниже экспериментально определенного минимального предела значения рН, положительно влияющего на результаты последующей флотации и равного 7,0. Полученные при данных условиях 2-ой стадии кондиционирования технологические показатели ниже, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля 3,41%, меди -1,85%, МПГ - 24,32 г/т, при извлечении никеля - 77,07%, меди - 76,86%, МПГ - 67,33%.The equipment, the conditions of the first conditioning stage, the xanthate consumption, and the composition of the enriched pulp and wood complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage the alkaline reagent - lime was added to pH 6.0, i.e. below the experimentally determined minimum limit of the pH value, which positively affects the results of subsequent flotation and equal to 7.0. Obtained under these conditions of the 2nd stage of conditioning, the technological indicators are lower than in the prototype method: the collective nickel-pyrrhotite concentrate contained nickel 3.41%, copper -1.85%, PGM - 24.32 g / t, with nickel extraction - 77.07%, copper - 76.86%, PGM - 67.33%.
Пример 14 - предлагаемый способ.Example 14 - the proposed method.
Оборудование, условия первой стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования щелочной реагент - известь добавляли до рН 11,0, т.е. выше экспериментально определенного максимального предела значения рН, положительно влияющего на результаты последующей флотации и равного 10,8. Полученные при данных условиях 2-ой стадии кондиционирования технологические показатели так же ниже, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля 3,06%, меди - 1,91%, МПГ - 24,26 г/т, при извлечении никеля - 66,59%, меди - 75,47%, МПГ - 65,93%.The equipment, the conditions of the first conditioning stage, the xanthate consumption and the composition of the enriched pulp and wood complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage the alkaline reagent - lime was added to pH 11.0, i.e. above the experimentally determined maximum limit of the pH value, which positively affects the results of subsequent flotation and equal to 10.8. Obtained under these conditions of the 2nd stage of conditioning, the technological indicators are also lower than in the prototype method: the collective nickel-pyrrhotite concentrate contained nickel 3.06%, copper 1.91%, PGM 24.26 g / t, nickel recovery - 66.59%, copper - 75.47%, PGM - 65.93%.
Пример 15 - предлагаемый способ.Example 15 - the proposed method.
Оборудование, условия первой стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования время контактирования с щелочным реагентом составило 3 минуты, что является минимальным, но достаточным, т.е. нижним пределом экспериментально определенного времени контактирования флотационной пульпы с щелочным реагентом, положительно влияющим на результаты последующей флотации. Полученные результаты данного опыта выше, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля 3,85%, меди - 2,06%, МПГ - 30,37 г/т, при извлечении никеля - 86,22%, меди - 86,23%, МПГ - 85,68%.The equipment, the conditions of the first conditioning stage, the xanthate consumption and the composition of the enriched pulp and paper mill are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage, the contact time with the alkaline reagent was 3 minutes, which is minimal but sufficient, i.e. . the lower limit of the experimentally determined time of contacting the flotation pulp with an alkaline reagent, which positively affects the results of subsequent flotation. The results of this experiment are higher than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contained 3.85% nickel, 2.06% copper, 30.37 g / t PGM, 86.22% copper, nickel recovery - 86.23%; PGM - 85.68%.
Пример 16 - предлагаемый способ.Example 16 - the proposed method.
Оборудование, условия первой стадии кондиционирования, расход ксантогената и состав обогащаемого ЛПК такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования время контактирования с щелочным реагентом составило 10 минуты, что является максимальным, но достаточным, т.е. верхним пределом экспериментально определенного времени контактирования флотационной пульпы с щелочным реагентом, положительно влияющим на результаты последующей флотации. Полученные результаты данного опыта так же выше, чем в способе-прототипе: коллективный никель-пирротиновый концентрат содержал никеля 3,85%, меди - 2,05%, МПГ - 3,17 г/т, при извлечении никеля - 87,25%, меди - 87,11%, МПГ - 88,32%.The equipment, the conditions of the first conditioning stage, the xanthate consumption and the composition of the enriched pulp and paper mill are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage, the contact time with an alkaline reagent was 10 minutes, which is maximum but sufficient, i.e. . the upper limit of the experimentally determined time of contacting the flotation pulp with an alkaline reagent, which positively affects the results of subsequent flotation. The results of this experiment are also higher than in the prototype method: collective nickel-pyrrhotite concentrate contained 3.85% nickel, 2.05% copper, 3.17 g / t PGM, and 87.25% when nickel was extracted , copper - 87.11%, PGM - 88.32%.
Пример 17 - предлагаемый способ.Example 17 - the proposed method.
Используемый при обогащении ЛПК, оборудование и условия первой стадии кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования время контактирования с щелочным реагентом составило 1,5 минуты, т.е. меньше нижнего предела экспериментально определенного времени контактирования флотационной пульпы с щелочным реагентом, положительно влияющим на результаты последующей флотации. Результаты данного опыта существенно ниже, чем в примерах 15-16, и по уровню извлечения никеля сопоставимы с результатами, полученными по способу-прототипу. Получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,43%, меди - 1,74%, МПГ - 26,51 г/т, при извлечении в концентрат никеля - 78,64%, меди - 76,90%, МПГ - 77,06%.The equipment and conditions of the first conditioning stage used in the enrichment of the woodworking complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage, the contact time with the alkaline reagent was 1.5 minutes, i.e. less than the lower limit of the experimentally determined time of contacting the flotation pulp with an alkaline reagent, which positively affects the results of subsequent flotation. The results of this experiment are significantly lower than in examples 15-16, and the level of extraction of Nickel is comparable with the results obtained by the prototype method. A collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.43%, copper 1.74%, PGM 26.51 g / t, with extraction of nickel concentrate 78.64%, copper 76.90%, PGM - 77.06%.
Пример 18 - предлагаемый способ.Example 18 - the proposed method.
Используемый при обогащении ЛПК, оборудование и условия первой стадии кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличие состоит в том, что на второй стадии кондиционирования время контактирования с щелочным реагентом составило 12 минут, т.е. больше верхнего предела экспериментально определенного времени контактирования флотационной пульпы с щелочным реагентом, положительно влияющим на результаты последующей флотации. Увеличение продолжительности времени контактирования флотационной пульпы с щелочным реагентом практически не отразилось на результатах данного опыта, следовательно, необходимое, но достаточное время контактирования экспериментально определено и составляет 10 минут. Результаты опыта представлены в таблице. Получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,83%, меди - 2,04%, МПГ - 30,92 г/т, при извлечении в концентрат никеля - 86,53%, меди - 86,27%, МПГ - 87,31%.The equipment and conditions of the first conditioning stage used in the enrichment of the woodworking complex are the same as in Example 2. The difference is that in the second conditioning stage, the contact time with the alkaline reagent was 12 minutes, i.e. more than the upper limit of the experimentally determined time of contacting the flotation pulp with an alkaline reagent, which positively affects the results of subsequent flotation. The increase in the duration of the contact time of the flotation pulp with an alkaline reagent practically did not affect the results of this experiment; therefore, the necessary but sufficient contact time was experimentally determined and amounts to 10 minutes. The results of the experiment are presented in the table. A collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.83%, copper - 2.04%, PGM - 30.92 g / t, and extraction of nickel concentrate - 86.53%, copper - 86.27%, PGM - 87.31%.
Пример 19 - предлагаемый способ.Example 19 - the proposed method.
Состав используемого ЛПК, оборудование, условия проведения первой и второй стадий кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличием является соотношение пирротина и ксантогената, равное 0,0028, т.е. верхним пределом предлагаемого соотношения, при котором расход ксантогената является максимальным. При условиях данного опыта получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,72%, меди - 2,00%, МПГ - 29,73 г/т, при извлечении в концентрат никеля - 87,85%, меди - 86,92%, МПГ - 87,0%.The composition of the used woodworking complex, equipment, conditions for the first and second stages of conditioning are the same as in example 2. The difference is the ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0.0028, i.e. the upper limit of the proposed ratio, at which the xanthate consumption is maximum. Under the conditions of this experiment, a collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.72%, copper 2.00%, PGM 29.73 g / t, with extraction of nickel concentrate 87.85%, copper 86, 92%, PGM - 87.0%.
Пример 20 - предлагаемый способ.Example 20 - the proposed method.
Состав используемого ЛПК, оборудование, условия проведения первой и второй стадий кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличием является соотношение пирротина и ксантогената, равное 0,0004, т.е. нижним пределом предлагаемого соотношения, при котором расход ксантогената является минимальным. Получен коллективный никель-пирротиновый концентрат с содержанием никеля - 3,89%, меди - 2,02%, МПГ - 30,76 г/т, при извлечении в концентрат никеля - 85,39%, меди - 84,15%, МПГ - 84,49%.The composition of the used woodworking complex, equipment, conditions for the first and second stages of conditioning are the same as in example 2. The difference is the ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0.0004, i.e. the lower limit of the proposed ratio, at which the xanthate consumption is minimal. A collective nickel-pyrrhotite concentrate was obtained with a nickel content of 3.89%, copper - 2.02%, PGM - 30.76 g / t, with extraction of nickel in a concentrate - 85.39%, copper - 84.15%, PGM - 84.49%.
Результаты опытов 19 и 20 представлены в таблице и превышают уровень показателей, полученных по способу-прототипу.The results of experiments 19 and 20 are presented in the table and exceed the level of indicators obtained by the prototype method.
Пример 21 - предлагаемый способ.Example 21 - the proposed method.
Состав используемого ЛПК, оборудование, условия проведения первой и второй стадий кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличием является соотношение пирротина и ксантогената, равное 0,003, т.е. расход ксантогената превышает верхний предел предлагаемого соотношения пирротина и ксантогената, равный 0,0028. Качество коллективного никель-пирротинового концентрата при этом снижается из-за перехода в него компонентов пустой породы, содержания металлов составили,%: никеля - 3,11, меди - 1,68, МПГ - 22,11 г/т. Извлечение металлов в концентрат составило,%: никеля - 79,41, меди - 80,88, МПГ - 68,59.The composition of the used woodworking complex, equipment, conditions for the first and second stages of conditioning are the same as in example 2. The difference is the ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0.003, i.e. xanthate consumption exceeds the upper limit of the proposed ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0.0028. The quality of the collective nickel-pyrrhotite concentrate decreases due to the transfer of waste rock components into it, the metal content was,%: nickel - 3.11, copper - 1.68, PGM - 22.11 g / t. Extraction of metals into concentrate was,%: nickel - 79.41, copper - 80.88, PGM - 68.59.
Пример 22 - предлагаемый способ.Example 22 - the proposed method.
Состав используемого ЛПК, оборудование, условия проведения первой и второй стадий кондиционирования такие же, как в примере 2. Отличием является соотношение пирротина и ксантогената, равное 0,00035, т.е. расход ксантогената меньше, чем минимальный расход по нижнему пределу предлагаемого соотношения пирротина и ксантогената, равного 0,0004. Дефицит основного собирателя - ксантогената нарушает оптимальные условия протекания флотационного процесса, при этом резко снижается флотируемость сульфидов, активированных после двух стадий кондиционирования, что приводит к снижению технологических показателей. При условиях данного опыта получен коллективный никель-пирротиновый концентрат, содержащий никеля 3,34%, меди - 1,78%, МПГ - 25,48 г/т, при извлечении в него никеля - 70,15%, меди - 71,11%, МПГ - 66,23%.The composition of the used woodworking complex, equipment, conditions for the first and second stages of conditioning are the same as in example 2. The difference is the ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0,00035, i.e. xanthate consumption is less than the minimum consumption at the lower limit of the proposed ratio of pyrrhotite and xanthate, equal to 0.0004. The deficiency of the main collector, xanthate, violates the optimal conditions for the flotation process, while the floatability of sulfides activated after two conditioning stages is sharply reduced, which leads to a decrease in technological parameters. Under the conditions of this experiment, a collective nickel-pyrrhotite concentrate containing nickel of 3.34%, copper of 1.78%, PGM of 25.48 g / t, with extraction of nickel of 70.15%, copper of 71.11, was obtained %, PGM - 66.23%.
Результаты опытов 21 и 22 представлены в таблице и как по содержанию металлов, так и по уровню извлечений цветных и благородных металлов ниже показателей, полученных по способу-прототипу.The results of experiments 21 and 22 are presented in the table both in terms of metal content and in the level of extraction of non-ferrous and precious metals below the indicators obtained by the prototype method.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003123089/03A RU2249487C1 (en) | 2003-07-28 | 2003-07-28 | Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003123089/03A RU2249487C1 (en) | 2003-07-28 | 2003-07-28 | Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2003123089A RU2003123089A (en) | 2005-01-20 |
| RU2249487C1 true RU2249487C1 (en) | 2005-04-10 |
Family
ID=34977786
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2003123089/03A RU2249487C1 (en) | 2003-07-28 | 2003-07-28 | Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2249487C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2376069C2 (en) * | 2008-02-11 | 2009-12-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Нординвэс" | Dressing module |
| RU2538559C1 (en) * | 2013-10-16 | 2015-01-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Preparation method of minerals for testing of action of floatation reagents for benefication of platinum-bearing ores and their benefication products |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4022866A (en) * | 1972-03-07 | 1977-05-10 | The Anaconda Company | Recovery of metals |
| RU2016102C1 (en) * | 1992-01-04 | 1994-07-15 | Михаил Нафтольевич Нафталь | Method of processing sulfide polymetallic pirrhotine containing materials |
| 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 |
| RU2134616C1 (en) * | 1997-09-17 | 1999-08-20 | АО "Норильский горно-металлургический комбинат" | Method of flotation of copper-nickel sulfide cuprous ores |
-
2003
- 2003-07-28 RU RU2003123089/03A patent/RU2249487C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4022866A (en) * | 1972-03-07 | 1977-05-10 | The Anaconda Company | Recovery of metals |
| RU2016102C1 (en) * | 1992-01-04 | 1994-07-15 | Михаил Нафтольевич Нафталь | Method of processing sulfide polymetallic pirrhotine containing materials |
| 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 |
| RU2134616C1 (en) * | 1997-09-17 | 1999-08-20 | АО "Норильский горно-металлургический комбинат" | Method of flotation of copper-nickel sulfide cuprous ores |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ГОРЯЧКИН В.И., НЕЛЕНЬ И.М. и др. Гидрометаллургическая переработка медноникелевых концентратов на основе автоклавно-окислительного выщелачивания. Гидрометаллургия, автоклавное выщелачивание, сорбция, экстракция. Под ред. ЛАСКОРИНА Б.Н. - М.: Недра, 1976, с. 48-59. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2376069C2 (en) * | 2008-02-11 | 2009-12-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Нординвэс" | Dressing module |
| RU2538559C1 (en) * | 2013-10-16 | 2015-01-10 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) | Preparation method of minerals for testing of action of floatation reagents for benefication of platinum-bearing ores and their benefication products |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2003123089A (en) | 2005-01-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Dong et al. | An eco-friendly and efficient process of low potential thiosulfate leaching-resin adsorption recovery for extracting gold from a roasted gold concentrate | |
| Kondos et al. | Process optimization studies in gold cyanidation | |
| EP2506979B1 (en) | Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment | |
| Monte et al. | The influence of the oxidation state of pyrite and arsenopyrite on the flotation of an auriferous sulphide ore | |
| Komnitsas et al. | Oxidation of pyrite and arsenopyrite in sulphidic spoils in Lavrion | |
| Ma et al. | Rejection of arsenic minerals in sulfide flotation—A literature review | |
| CN110918264B (en) | Application of combined inhibitor in flotation separation of copper-lead bulk concentrates | |
| Kelebek et al. | Differential flotation of chalcopyrite, pentlandite and pyrrhotite in Ni-Cu sulphide ores | |
| CA2299904C (en) | Separation of minerals | |
| Liu et al. | Effect of organic depressant lignosulfonate calcium on separation of chalcopyrite from pyrite | |
| WO2014110518A1 (en) | Flotation circuit for oxide and sulfide ores | |
| Sceresini | Gold-copper ores | |
| Deschênes et al. | Cyanidation of a copper-gold ore | |
| Tong et al. | Activation of high-iron marmatite in froth flotation by ammoniacal copper (II) solution | |
| Bradshaw et al. | Interactive effects of the type of milling media and copper sulphate addition on the flotation performance of sulphide minerals from Merensky ore Part I: Pulp chemistry | |
| Qiu et al. | Interface behavior of chalcopyrite during flotation from cyanide tailings | |
| Liu et al. | Response surface methodology for optimization of copper leaching from a low-grade flotation middling | |
| Bayat et al. | Effects of oxidising agents on dissolution of Gumuskoy silver ore in cyanide solution | |
| RU2608481C2 (en) | Method for heap leaching of gold from mineral raw material | |
| RU2249487C1 (en) | Method of processing of hard-floatable nickel-pyrrhotine materials bearing noble metals | |
| US5992640A (en) | Precious metals recovery from ores | |
| RU2135298C1 (en) | Copper-zinc concentrate separation process | |
| Feng et al. | Effect of sulfides on gold dissolution in ammoniacal thiosulfate medium | |
| Gu et al. | Galvanic coupling and its effect on origin potential flotation system of sulfide minerals | |
| WO1997008349A1 (en) | Extraction of valuable metals from sulphide minerals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MZ4A | Patent is void |
Effective date: 20090313 |