RU2108168C1

RU2108168C1 - Method for flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotine-containing materials

Info

Publication number: RU2108168C1
Application number: RU97101894A
Authority: RU
Inventors: И.Н. Малиновская; Е.Е. Острожная; П.М. Баскаев; Н.П. Абрамов; М.Н. Нафталь; Ю.Ф. Марков; Ж.И. Розенберг; А.В. Говоров; М.И. Манцевич; Х.А. Базоев; Н.Г. Кайтмазов; Х.А. Гарибов; Н.А. Мальцев; И.В. Бойко; В.А. Иванов; Т.Р. Тинаев; Т.М. Железова
Original assignee: Акционерное общество "Норильский горно-металлургический комбинат"
Priority date: 1997-02-14
Filing date: 1997-02-14
Publication date: 1998-04-10

Abstract

FIELD: methods for flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotine-containing materials. SUBSTANCE: method includes preliminary treatment of material pulp in lime medium with salt of dithiocarbamic acid, conditioning with sulfhydryl collector and foaming agent and stage-by-stage flotation separation of pentlandite into foam products in continuous aeration of pulp with oxygen-containing gas. Separation of pentlandite at the first stage is carried out for 24-32 min and aeration of pulp with oxygen-containing gas is effected at weight ratio of elemental oxygen, salkali salt of dithiocarbamic acid and pyrrhotine of 1:(0.02-0.11):(140-215). Oxygen-containing gas is used in the form of mixture containing 15-45 wt.-% of elemental oxygen and gases inert for the given system. Pentlandite is separated into two stages to produce two desired nickel-containing products: selective nickel concentrate sent directly by pyrrometallurgical production, and pyrrhotine concentrate processed by the known methods, for instance, by autoclave-oxidizing oxygen leaching with production of sulfide concentrate and technical sulfur. In this case oxygen-containing absorbent gas of the process of autoclave oxidizing leaching is used for pulp aeration at the first stage of flotation separation of pentlandite. EFFECT: higher efficiency. 3 cl, 1 tbl

Description

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых методом пенной флотации, в частности к флотационному выделению пентландита и ассоциированных с ним минералов цветных и платиновых металлов из пирротинсодержащих материалов, и может быть использовано при флотационном обогащении пирротинсодержащих медно-никелевых руд и промпродуктов. The invention relates to mineral processing by foam flotation, in particular to the flotation separation of pentlandite and associated non-ferrous and platinum minerals from pyrrhotite-containing materials, and can be used in flotation concentration of pyrrhotite-containing copper-nickel ores and intermediate products.

Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий флотацию пентландита из пульпы пирротинсодержащего промпродукта, представляющего собой хвосты цикла медной флотации. В известном способе пульпу пирротинсодержащего промпродукта обрабатывают известью, обеспечивающей депрессию флотации пирротина при pН 9,5-10,5, кондиционируют с бутиловым ксантогенатом и гексиловым спиртом и последовательно, две стадии, методом селективно-коллективной флотации выделяют пентландит в два пенных продукта - селективный никелевый концентрат и коллективный никель-пирротиновый концентрат. При этом в цикле селективной флотации пентландита для аэрирования пульпы используют воздух при массовом соотношении элементного кислорода и пирротина от 1:250 до 1: 300, а средняя продолжительность флотации составляет 14-16 мин. (Технологическая инструкция по обогащению руд на Талнахской обогатительной фабрике. - ТИ 0401.14.39-11-65-85. - Срок введения с 01.01.86 - МЦМ СССР, Союзникель, НГМК, Норильск, 1985, с.111-112). A known method of beneficiation of sulfide copper-nickel ores, including flotation of pentlandite from pulp of a pyrrhotite-containing intermediate product, which is the tailings of a copper flotation cycle. In the known method, the pulp of the pyrrhotite-containing by-product is treated with lime, which provides depression of the pyrrhotite flotation at pH 9.5-10.5, is conditioned with butyl xanthate and hexyl alcohol, and pentlandite is separated into two foam products by selective collective flotation in two stages — selective nickel concentrate and collective nickel pyrrhotite concentrate. At the same time, air is used in the cycle of selective flotation of pentlandite for pulp aeration with a mass ratio of elemental oxygen and pyrrhotite from 1: 250 to 1: 300, and the average flotation time is 14-16 minutes. (Technological instructions for ore dressing at the Talnakhsky processing plant. - TI 0401.14.39-11-65-85. - Introduction date from 01.01.86 - MCM USSR, Soyuznikel, NMMC, Norilsk, 1985, p.111-112).

Недостатком известного способа является низкое извлечение никеля, кобальта и платиновых металлов в целевой продукт обогащения - селективный никелевый концентрат. Значительная часть ценных металлов остается в камерном продукте первой стадии флотации пентландита, и в дальнейшем они распределяются между никель-пирротиновым концентратом и общими хвостами обогащения. По данным промышленной эксплуатации сквозное извлечение ценных металлов в селективный никелевый концентрат при обогащении сульфидной медно-никелевой руды Норильского комбината с использованием известного способа составляет, %: никель 57; кобальт 56; платина 40; палладий 60; родий 22; рутений 24; золото 30; серебро 32. При этом в никель-пирротиновый концентрат переходит, %: никель 29; кобальт 28; платина 28; палладий 26; родий 38; рутений 37; золото 22; серебро 24. Значительное количество металлов теряется с общими хвостами флотации, %: никель 6; кобальт 7; платина 6; палладий 5; родий 32; рутений 21; золото 5; серебро 7. The disadvantage of this method is the low extraction of Nickel, cobalt and platinum metals in the target product of enrichment is selective Nickel concentrate. A significant part of the valuable metals remains in the chamber product of the first stage of pentlandite flotation, and subsequently they are distributed between the nickel-pyrrhotite concentrate and the common tailings. According to industrial operation, the through extraction of valuable metals into selective nickel concentrate during the enrichment of sulfide copper-nickel ore of the Norilsk Combine using the known method is,%: nickel 57; cobalt 56; platinum 40; palladium 60; rhodium 22; ruthenium 24; gold 30; silver 32. In this case, nickel-pyrrhotite concentrate passes,%: nickel 29; cobalt 28; platinum 28; palladium 26; rhodium 38; ruthenium 37; gold 22; silver 24. A significant amount of metal is lost with the total flotation tailings,%: nickel 6; cobalt 7; platinum 6; palladium 5; rhodium 32; ruthenium 21; gold 5; silver 7.

Переход цветных и тем более платиновых металлов в никель-пирротиновый концентрат является нежелательным, поскольку при последующей его автоклавно-окислительной переработке возникают дополнительные потери ценных компонентов с отвальным железогидратным продуктом, достигающие для редких платиновых металлов величины 50-70% от их содержания в исходном концентрате (Борбат В. Ф. , Воронов А.Б. Автоклавная технология переработки никель-пирротиновых концентратов. - М.: Металлургия, 1980, с.54-56). The transition of non-ferrous and especially platinum metals to nickel-pyrrhotite concentrate is undesirable, since subsequent autoclave-oxidative processing causes additional losses of valuable components with dump iron-hydrate product, reaching 50-70% of their content in the initial concentrate for rare platinum metals ( Borbat V.F., Voronov A.B. Autoclave technology for processing nickel-pyrrhotite concentrates. - M.: Metallurgy, 1980, p. 54-56).

Известен способ обогащения сульфидных полиметаллических руд, содержащих молибденит и минералы меди, никеля и железа. В известном способе пульпу исходной руды обрабатывают коллективным низкомолекулярным органическим депрессором, подавляющим флотацию всех сульфидов, отличных от молибденита, кондиционирование материала ведут с собирателем и вспенивателем с последующим постадийным выделением цветных металлов флотацией в пенные продукты при непрерывном аэрировании пульпы воздухом. В качестве органического депрессора предложено использовать соединения из группы дитиокарбаматов:
1. общей формулы MXRCOOM
где М - щелочной металл, водород или аммоний, а Х представлен дитиокарбаматной группой NCS₂.A known method of enrichment of sulfide polymetallic ores containing molybdenite and minerals of copper, nickel and iron. In the known method, the source ore pulp is treated with a collective low molecular weight organic depressant that suppresses the flotation of all sulfides other than molybdenite, the material is conditioned with a collector and a blowing agent, followed by stepwise separation of non-ferrous metals by flotation into foam products with continuous aeration of the pulp with air. It is proposed to use compounds from the group of dithiocarbamates as an organic depressant:
1. General formula MXRCOOM
where M is an alkali metal, hydrogen or ammonium, and X is represented by the NCS ₂ dithiocarbamate group.

2. N-карбоксиалкил S-карбоалкилоксидитиокарбаматы общей формулы

где R¹ - алкенильный радикал;
R² - водород, алкил;
R³ - алкил, алкенил;
М = NH₄ или металл из группы IA или IIA.2. N-carboxyalkyl S-carboalkyloxythithiocarbamates of the general formula

where R ¹ is an alkenyl radical;
R ² is hydrogen, alkyl;
R ³ is alkyl, alkenyl;
M = NH ₄ or a metal from group IA or IIA.

В известном способе при расходе органического депрессора от 45 до 2700 г/т руды извлечение меди снижается с 89 до 56%; никеля - с 78 до 53%; железа - с 57 до 32% (Десятов А.М., Рыскина Н.Ц., Херсонский М.И., Городецкая Л.А. Применение низкомолекулярных органических депрессоров при селекции медно-молибденовых продуктов // Цветная металлургия, 1987, N 5, c.23-27). In the known method, when the flow rate of the organic depressant is from 45 to 2700 g / t ore, copper recovery is reduced from 89 to 56%; nickel - from 78 to 53%; iron - from 57 to 32% (Desyatov A.M., Ryskina N.Ts., Khersonsky M.I., Gorodetskaya L.A. Application of low molecular weight organic depressants in the selection of copper-molybdenum products // Non-Ferrous Metallurgy, 1987, N 5 p. 23-27).

Недостатком известного способа является то, что применяемый в нем режим депрессии не обладает избирательностью по отношению к сульфидным минералам цветных металлов (меди, никеля) и железа. Это исключает целесообразность его использования при флотации пентландита из полиметаллических пирротинсодержащих материалов, поскольку наряду с пирротином в камерный продукт флотации в значительном количестве будут переходить минералы меди и никеля, что недопустимо увеличит их потери с отвальными хвостами. The disadvantage of this method is that the depression mode used in it does not have selectivity for sulfide minerals of non-ferrous metals (copper, nickel) and iron. This excludes the expediency of its use in the flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotite-containing materials, since, along with pyrrhotite, copper and nickel minerals will be transferred to the chamber flotation product in significant quantities, which will unacceptably increase their losses with tailings.

Известен также способ флотации пентландита из материалов, содержащих сульфидные минералы группы железа (пирротин, троилит, пирит) и молибденит, включающий предварительную обработку пульпы исходного материала органическим депрессором из группы дитиокарбаматов с последующей флотацией молибденита в воздушной среде, при которой пентландит совместно с минералами железа переводят в камерный продукт, перерабатываемый в отдельном цикле с использованием известных методов селективного разделения никель-пирротиновых продуктов. При этом в качестве органического депрессора, обладающего в известном способе коллективным подавляющим действием по отношению к пентландиту и минералам группы железа, используют щелочные и аммониевые соли ди(карбоксиалкил)-дитиокарбаматы формулы

где R - алкилен;
R¹ - водород, метил или этил;
R² - алкилен;
М - щелочной металл или аммоний (Патент США N 4702821, кл. В 05 D 1/14, 1987).There is also a known method of flotation of pentlandite from materials containing sulfide minerals of the iron group (pyrrhotite, troilite, pyrite) and molybdenite, including pretreating the pulp of the starting material with an organic depressor from the group of dithiocarbamates, followed by flotation of molybdenite in air, in which pentlandite together with iron minerals is transferred into a chamber product processed in a separate cycle using known methods for the selective separation of nickel-pyrrhotite products. In this case, as an organic depressant, which in the known method has a collective inhibitory effect on pentlandite and minerals of the iron group, alkaline and ammonium salts of di (carboxyalkyl) dithiocarbamates of the formula are used

where R is alkylene;
R ¹ is hydrogen, methyl or ethyl;
R ² is alkylene;
M is an alkali metal or ammonium (US Patent N 4702821, CL 05 D 1/14, 1987).

Недостатком известного способа является то, что применяемый в нем режим коллективного подавления флотации пентландита и сульфидов железа, основанный на использовании сильного органического депрессора из группы дитиокарбаматов, осложняет последующее выделение пентландита из камерного продукта. Последнее обусловлено тем, что режим коллективной депрессии минералов сводит до минимума разницу их флотационной активности. Для селективного флотационного выделения пентландита, поверхность которого покрыта пленкой коллективного органического депрессора, из его смеси с минералами группы железа, в частности пирротина, требуется создание специальных условий избирательной активации пентландита, при которых минералы железа должны оставаться в неактивном (гидрофилизированном) состоянии. Известные методы активации минералов после их подавления сильным органическим депрессором являются весьма дорогостоящими и, кроме того, ни один из них не обеспечивает достаточно высокого извлечения целевого компонента в пенный продукт. A disadvantage of the known method is that the mode of collective suppression of the flotation of pentlandite and iron sulfides used in it, based on the use of a strong organic depressor from the group of dithiocarbamates, complicates the subsequent isolation of pentlandite from the chamber product. The latter is due to the fact that the regime of collective depression of minerals minimizes the difference in their flotation activity. For selective flotation separation of pentlandite, the surface of which is coated with a film of collective organic depressor, from its mixture with minerals of the iron group, in particular pyrrhotite, it is necessary to create special conditions for the selective activation of pentlandite, in which the iron minerals must remain in an inactive (hydrophilized) state. Known methods of activating minerals after they are suppressed by a strong organic depressant are very expensive and, moreover, none of them provides a sufficiently high extraction of the target component in the foam product.

Другим серьезным недостатком известного способа является повышенный расход дитиокарбаматов при их применении для коллективной депрессии минералов тяжелых цветных металлов и железа. По данным литературных источников оптимальный расход реагентов-депрессоров группы дитиокарбаматов при таком их использовании достигает 2700-5000 г/т руды (Патент США N 4554069, кл. В 03 D 1/14, 1984; Патент США N 4702821, кл. В 05 D 1/14, 1985). Поскольку все реагенты на основе производных дитиокарбаминовой кислоты являются чрезвычайно дорогостоящими (от 3000 $/т и выше), известный способ значительно увеличивает себестоимость получаемой металлопродукции. Another serious disadvantage of this method is the increased consumption of dithiocarbamates when they are used for collective depression of minerals of heavy non-ferrous metals and iron. According to literature, the optimal consumption of reagent depressants of the dithiocarbamate group with such use reaches 2,700-5,000 g / t of ore (US Patent N 4,554,069, CL B 03 D 1/14, 1984; US Patent N 4702821, CL B 05 D 1/14, 1985). Since all reagents based on derivatives of dithiocarbamic acid are extremely expensive (from $ 3000 / t and above), the known method significantly increases the cost of the resulting metal products.

Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий последовательное трехстадийное флотационное выделение пентландита из камерного пирротинсодержащего промпродукта цикла селективной медной флотации. В известном способе пирротинсодержащий промпродукт обрабатывают щелочной солью дитиокарбаминовой кислоты (карбаматом МН) в известковой среде (pН 10,5), кондиционируют с бутиловым ксантогенатом и вспенивателем, после чего проводят три стадии флотации: никелевую, никель-пирротиновую и перечистную. В результате флотации получают 3 целевых пентландитсодержащих продукта: богатый никелевый концентрат, "рядовой" пирротиновый концентрат и никелевую "головку". Селективный никелевый концентрат объединяют с никелевой "головкой" и полученную смесь направляют в цикл пирометаллургического производства. "Рядовой" пирротиновый концентрат перерабатывают по автоклавно-окислительной технологии, а общие хвосты, состоящие из хвостов флотации и малоникелистого пирротинового продукта, сбрасывают в отвал. При этом в цикле никелевой флотации ( на первой стадии выделения пентландита) для аэрирования пульпы используют технический азот или воздух при массовом соотношении элементного кислорода, карбамата МН и пирротинсульфидов от 1:0,18:220 до 1: 0,85:100, а продолжительность цикла составляет в среднем 18-20 мин (Рыбас В. В., Иванов В.А., Волков В.И. и др. // Цветные металлы, 1995, N 6, с.31-39). The closest to the proposed method for the totality of the characteristics and the achieved result is a method of beneficiation of sulfide copper-nickel ores, including sequential three-stage flotation separation of pentlandite from chamber pyrrhotine-containing by-product of the selective copper flotation cycle. In the known method, the pyrrhotite-containing intermediate is treated with an alkaline salt of dithiocarbamic acid (carbamate MN) in a lime medium (pH 10.5), conditioned with butyl xanthate and a blowing agent, after which three flotation steps are carried out: nickel, nickel pyrrhotine and peat. As a result of flotation, 3 target pentlandite-containing products are obtained: rich nickel concentrate, "ordinary" pyrrhotite concentrate and nickel "head". Selective nickel concentrate is combined with a nickel "head" and the resulting mixture is sent to the pyrometallurgical production cycle. The "ordinary" pyrrhotite concentrate is processed using an autoclave-oxidation technology, and the general tails, consisting of flotation tails and low-nickel pyrrhotite product, are dumped into the dump. At the same time, in the nickel flotation cycle (at the first stage of pentlandite extraction), technical nitrogen or air is used for pulp aeration with a mass ratio of elemental oxygen, MN carbamate and pyrrhotin sulfides from 1: 0.18: 220 to 1: 0.85: 100, and the duration the cycle is an average of 18-20 minutes (Rybas V.V., Ivanov V.A., Volkov V.I. et al. // Non-ferrous metals, 1995, N 6, p.31-39).

Введение стадии выделения никелевой "головки" и ее объединение с богатым никелевым концентратом позволяет существенно повысить сквозное извлечение цветных и платиновых металлов в готовый никелевый концентрат, направляемый непосредственно в цикл пирометаллургической переработки, %: никель - до 74; кобальт - до 77; сумма платиновых металлов - до 78. Повышение извлечения металлов в данном случае достигается в основном за счет перераспределения пентландита между никелевым и пирротиновым концентратами, что обеспечивает снижение массы цветных и платиновых металлов, поступающей в цикл гидрометаллургической переработки, и, соответственно, сокращение их безвозвратных потерь с отвальными железогидратными хвостами автоклавной технологии. The introduction of the stage of separation of the nickel “head” and its combination with rich nickel concentrate can significantly increase the through extraction of non-ferrous and platinum metals in the finished nickel concentrate, sent directly to the pyrometallurgical processing cycle,%: nickel - up to 74; cobalt - up to 77; the sum of platinum metals - up to 78. The increase in metal extraction in this case is achieved mainly due to the redistribution of pentlandite between nickel and pyrrhotite concentrates, which ensures a reduction in the mass of non-ferrous and platinum metals entering the hydrometallurgical processing cycle, and, accordingly, reduction of their irretrievable losses from waste iron hydrate tails of autoclave technology.

Вместе с тем известный способ также обладает целым рядом недостатков. However, the known method also has a number of disadvantages.

Существенным недостатком известного способа является громоздкость технологической схемы, которая включает отдельную стадию разделения никель-пирротинового продукта (концентрата пирротиновой флотации) на "рядовой" пирротиновый концентрат и никелевую "головку". Такая компоновка схемы значительно усложняет условия управления производством и требует расширенного парка флотационного, насосно-чанового и реагентно-дозирующего оборудования. При этом для получения однородного по составу продукта при объединении богатого никелевого концентрата и одноименной "головки" требуется установка дорогостоящих аппаратов-смесителей. A significant disadvantage of this method is the bulkiness of the technological scheme, which includes a separate stage of the separation of the nickel-pyrrhotite product (pyrrhotite flotation concentrate) into an “ordinary” pyrrhotite concentrate and a nickel “head”. This arrangement of the scheme significantly complicates the conditions for production management and requires an expanded fleet of flotation, pump-tank and reagent-metering equipment. At the same time, to obtain a product with a uniform composition when combining rich nickel concentrate and the same "head", the installation of expensive mixer machines is required.

Другим недостатком известного способа является повышенный расход дорогостоящих флотореагентов (бутилового ксантогената и карбамата МН), связанный с получением богатого никелевого концентрата и наличием цикла перечистки никель-пирротинового продукта. Another disadvantage of this method is the increased consumption of expensive flotation reagents (butyl xanthate and carbamate MN) associated with the production of rich nickel concentrate and the presence of a purification cycle of the nickel-pyrrhotite product.

Кроме того, использование для аэрирования пульпы технического азота, содержащего всего 5% О₂, заметно активизирует флотацию тонких классов пирротина (Рыбас В.В., Пономарев Г.П., Манцевич М.И. и др. // Цветные металлы, N 9, 1990, с.93-95). Это приводит к повышенному разубоживанию никелевого концентрата железом и серой, что ухудшает технико-экономические показатели его последующей переработки и увеличивает загрязнение воздушного бассейна сернистыми соединениями.In addition, the use of technical nitrogen for pulp aeration, containing only 5% O ₂ , significantly activates the flotation of thin classes of pyrrhotite (Rybas V.V., Ponomarev G.P., Mantsevich M.I. et al. // Non-ferrous metals, N 9, 1990, pp. 93-95). This leads to increased dilution of the nickel concentrate with iron and sulfur, which affects the technical and economic indicators of its subsequent processing and increases air pollution by sulfur compounds.

Задача изобретения - упрощение технологической схемы флотации пентландита, сокращение расхода применяемых реагентов за счет совершенствования режима первой (селективной) стадии выделения пентландита и повышение полноты извлечения цветных и драгоценных металлов в никелевый концентрат. The objective of the invention is to simplify the technological scheme of flotation of pentlandite, reduce the consumption of reagents used by improving the mode of the first (selective) stage of the allocation of pentlandite and increasing the completeness of extraction of non-ferrous and precious metals in nickel concentrate.

Сущность изобретения заключается в том, что в способе флотации пентландита из полиметаллических пирротинсодержащих материалов, включающем предварительную обработку пульпы материала в известковой среде щелочной солью дитиокарбаминовой кислоты, кондиционирование с сульфгидрильным собирателем и вспенивателем и постадийное флотационное выделение пентландита в пенные продукты при непрерывном аэрировании пульпы кислородсодержащим газом, согласно изобретению выделение пентландита на первой стадии ведут в течение 24-32 мин, а аэрирование пульпы кислородсодержащим газом осуществляют при массовом соотношении элементного кислорода, щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты и пирротина 1:(0,02-0,11) : (140-215). The essence of the invention lies in the fact that in the method of flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotite-containing materials, comprising pretreating the pulp of the material in a calcareous medium with an alkaline salt of dithiocarbamic acid, conditioning with a sulfhydryl collector and a blowing agent, and stepwise flotation separation of pentlandite in an oxygen-containing foam using continuous according to the invention, the isolation of pentlandite in the first stage is carried out for 24-32 minutes, and aeration pulp oxygen-containing gas is carried out at a weight ratio of elemental oxygen, alkali salts of dithiocarbamic acids and pyrrhotite 1: (0,02-0,11) (140-215).

Другим отличием способа является то, что в качестве кислородсодержащего газа используют смесь, содержащую 15-45 об. % элементного кислорода и инертные к данной системе газы. Another difference of the method is that a mixture containing 15-45 vol.% Is used as an oxygen-containing gas. % elemental oxygen and gases inert to this system.

Следующее отличие способа состоит в том, что в качестве кислородсодержащего газа используют абгаз процесса автоклавно-окислительного кислородного выщелачивания пирротиновых материалов. The next difference between the method is that as an oxygen-containing gas, the exhaust gas of the autoclave-oxidative oxygen leaching of pyrrhotite materials is used.

Увеличение продолжительности первой стадии флотации пентландита, проводимой в известковой среде с использованием кислородсодержащего газа, оказалось необходимым для создания требуемой степени воздействия кислорода на поверхность разделяемых минералов. Указанное воздействие проявляется двояко: в перераспределении дитиокарбамата между пентландитом и пирротином, с преимущественной его фиксацией на поверхности последнего, и окислении поверхности пирротина с образованием в растворе пульпы непредельных сернистых соединений (сульфид-, тиосульфат- и политионат-ионов) через последовательную цепочку химических превращений. Экспериментально установлено, что при флотации пульп, содержащих дитиокарбаматы, в воздушной среде по мере увеличения времени аэрации пульпы флотация пенталандита заметно улучшается. Одним из возможных механизмов в данном случае является кислородная десорбция дитиокарбамат-ионов с поверхности пентландита, что, с одной стороны, повышает ее гидрофобность, с другой - способствует увеличению концентрации дитиокарбамат-ионов на частицах пирротина, снижая конкурентноспособность последнего по отношению к пентландиту при захвате газовых пузырьков. Наряду с этим продолжительность аэрации пульпы является фактором, определяющим степень окисления пирротина и, соответственно, концентрацию в пульпе непредельных сернистых соединений, играющих роль дополнительного реагента-регулятора. Механизм процесса окисления пирротина, протекающего при флотации в щелочной среде, предположительно может быть описан группой следующих реакций:
[FeS_x]S²+0,5O_2ад+H₂O _→ [FeS_x]S^°+20H (1)
3[FeS_x]S^°+60H^-_→ SO $\binom{2-}{зад}$ +2S $\binom{2-}{ад}$ +3H₂O+[FeS_x] (2)
где [FeS_x] - место на поверхности пирротина; знак аg обозначает растворенный в воде компонент.An increase in the duration of the first stage of flotation of pentlandite, carried out in a calcareous medium using an oxygen-containing gas, was necessary to create the required degree of exposure of oxygen to the surface of the separated minerals. This effect manifests itself in two ways: in the redistribution of dithiocarbamate between pentlandite and pyrrhotite, with its predominant fixation on the surface of the latter, and oxidation of the surface of pyrrhotite with the formation of unsaturated sulfur compounds (sulfide, thiosulfate, and polythionate ions) in a pulp through a sequential chain of chemical transformations. It has been experimentally established that during flotation of pulps containing dithiocarbamates in air, flotation of pentalandite noticeably improves with increasing pulp aeration time. One of the possible mechanisms in this case is the oxygen desorption of dithiocarbamate ions from the surface of pentlandite, which, on the one hand, increases its hydrophobicity, and on the other hand, increases the concentration of dithiocarbamate ions on pyrrhotite particles, reducing the competitiveness of the latter with respect to pentlandite during gas capture bubbles. Along with this, the duration of pulp aeration is a factor that determines the degree of oxidation of pyrrhotite and, accordingly, the concentration of unsaturated sulfur compounds in the pulp, which play the role of an additional reagent-regulator. The mechanism of the oxidation of pyrrhotite, which occurs during flotation in an alkaline medium, can presumably be described by a group of the following reactions:
[FeS _x] S ² + 0,5O _2ad + H ₂ _{O _ → [FeS x] S} ° + 20H ( 1)
3 [FeS _x ] S ^° + 60H ^- _ → SO $\binom{2-}{ass}$ + 2S $\binom{2-}{hell}$ + 3H ₂ O + [FeS _x ] (2)
where [FeS _x ] is the place on the surface of pyrrhotite; the sign ag denotes a component dissolved in water.

Образовавшиеся ионы - сульфидные и сульфитные - далее вступают во взаимодействие с растворенным кислородом:

и с поверхностной серой:
[FeS_x]S^°+SO

\binom{2-}{3ад}

_→ S₂O

\binom{2-}{3ад}

+[FeS_x] (5)
Таким образом, суммарно процесс образования тиосульфатных ионов в щелочных растворах можно представить следующей поверхностной реакцией

(Горштейн А. Е. , Иллювиева Г.В., Баров Н.Ю. Об оценке механизма химических превращение в процессе аэрационной пульпоподготовки полисульфидных руд // Цветные металлы, N 6, 1986, с.80-82).The formed ions - sulfide and sulfite - then interact with dissolved oxygen:

and with surface sulfur:
[FeS _x ] S ^° + SO

\binom{2-}{3ad}

_ → S ₂ O

\binom{2-}{3ad}

+ [FeS _x ] (5)
Thus, the total process of the formation of thiosulfate ions in alkaline solutions can be represented by the following surface reaction

(Gorstein A.E., Ilyuvieva G.V., Barov N.Yu. On the assessment of the mechanism of chemical transformation during the aeration pulp preparation of polysulfide ores // Non-ferrous metals, N 6, 1986, p. 80-82).

Фактически общее содержание серы в присутствии тиосульфат-ионов значительно превышает вычисленное по уравнению (6), что указывает на образование иных соединений серы, возможно политионатов, по реакции
2S₂O $\binom{2-}{3}$ +2S^°_→ 2S₃O $\binom{2-}{6}$ (7)
Механизм действия непредельных сернистых соединений не получил однозначного объяснения. В зависимости от концентрации эти соединения действуют и как активаторы, и как подавители флотации (Иллюиева Г.В., Горштейн А.Е., Торопова М. Н. О роли сульфит- и тиосульфат-ионов в процессе флотации сульфидных и медно-никелевых руд // Цветные металлы, N 7, 1984, с.94-96).In fact, the total sulfur content in the presence of thiosulfate ions is significantly higher than that calculated by equation (6), which indicates the formation of other sulfur compounds, possibly polythionates, by the reaction
2S ₂ O $\binom{2-}{3}$ + 2S ^° _ → 2S ₃ O $\binom{2-}{6}$ (7)
The mechanism of action of unsaturated sulfur compounds has not been unambiguously explained. Depending on the concentration, these compounds act both as activators and as suppressors of flotation (Illyuyeva G.V., Gorshtein A.E., Toropova M.N. On the role of sulfite and thiosulfate ions in the flotation of sulfide and copper-nickel ores // Non-ferrous metals, N 7, 1984, p. 94-96).

Поскольку электродный потенциал пирротина более отрицательный, чем других сульфидных минералов, его окисление происходит в первую очередь. При этом депрессия пирротина наступает при более низких концентрациях сернистых соединений, что и обуславливает возможность избирательной флотации пентландита в определенном интервале времени аэрации пирротинсодержащего материала. Кратковременный контакт пульпы с воздухом не обеспечивает необходимой степени развития реакции (6), что уменьшает ее положительное влияние на показатели флотации. В то же время увеличение продолжительности аэрации материала существенно снижает извлечение пенталандита в пенный продукт, что свидетельствует о его депрессии непредельными сернистыми соединениями. Since the electrode potential of pyrrhotite is more negative than other sulfide minerals, its oxidation occurs primarily. In this case, the depression of pyrrhotite occurs at lower concentrations of sulfur compounds, which leads to the possibility of selective flotation of pentlandite in a certain time interval for aeration of the pyrrhotite-containing material. Short-term contact of the pulp with air does not provide the necessary degree of development of the reaction (6), which reduces its positive effect on the flotation indices. At the same time, an increase in the duration of aeration of the material significantly reduces the extraction of pentalandite in the foam product, which indicates its depression by unsaturated sulfur compounds.

Таким образом, оба указанных фактора - вытеснение дитиокарбамата с поверхности пентландита и окисление пирротина элементным кислородом - способствуют усилению действия органического депрессора и повышению селективности процесса. При этом их совокупный эффект зависит как от времени аэрации пульпы, так и от массового соотношения элементного кислорода, дитиокарбамата и пирротина. Thus, both of these factors — the displacement of dithiocarbamate from the surface of pentlandite and the oxidation of pyrrhotite by elemental oxygen — contribute to the enhancement of the action of the organic depressor and increase the selectivity of the process. Moreover, their combined effect depends both on the time of pulp aeration and on the mass ratio of elemental oxygen, dithiocarbamate and pyrrhotite.

Экспериментально доказано, что предлагаемый способ позволяет значительно усилить депрессирующее воздействие солей дитиокарбаминовой кислоты на флотацию пирротина, сохранив при этом высокую избирательность процесса по отношению к пентландиту. Это, в свою очередь, дает возможность исключить их схемы флотации пентландита стадию выделения богатой никелевой "головки", обеспечив такой же, как и в способе-прототипе, уровень извлечения цветных и платиновых металлов в готовый никелевый концентрат с сохранением его качества на базовом уровне. Положительным моментом в предлагаемом способе является также и то, что аэрирование пульпы газовой смесью, обогащенной элементным кислородом до 45 об.%, приводит к дополнительному усилению депрессии пирротинсульфидов, что способствует улучшению селекции процесса и, тем самым, достижению более высокого, чем в способе-прототипе, извлечения никеля в пенный продукт при пониженном расходе дитиокарбамата. It was experimentally proven that the proposed method can significantly enhance the depressing effect of dithiocarbamic acid salts on the flotation of pyrrhotite, while maintaining high process selectivity with respect to pentlandite. This, in turn, makes it possible to exclude their pentlandite flotation schemes from the stage of separation of a rich nickel “head”, providing the same level of extraction of non-ferrous and platinum metals in the finished nickel concentrate as in the prototype method while maintaining its quality at a basic level. A positive aspect in the proposed method is the fact that aeration of the pulp with a gas mixture enriched with elemental oxygen up to 45 vol.%, Leads to an additional increase in the depression of pyrrhotite sulfides, which helps to improve the selection of the process and, thus, to achieve higher than in the method prototype, the extraction of Nickel in the foam product at a reduced consumption of dithiocarbamate.

В предлагаемом способе выделение пантландита из полиметаллических пирротинсодержащих материалов осуществляют в две стадии. При этом получают два целевых никельсодержащих продукта: селективный никелевый концентрат, направляемый непосредственно в пирометаллургическое производство, и "рядовой" пирротиновый концентрат, перерабатываемый известными методами, например по технологии автоклавного окислительного выщелачивания с получением медно-никелевого сульфидного концентрата и технической серы. Общие хвосты флотации, содержащие малоникелистый пирротин и пустую породу, выводят в отвал. При необходимости малоникелистый пирротиновый продукт может быть выделен из общей массы хвостов одним из известных методов обогащения и вовлечен в производство. In the proposed method, the allocation of pantlandite from polymetallic pyrrhotite-containing materials is carried out in two stages. In this case, two target nickel-containing products are obtained: selective nickel concentrate sent directly to the pyrometallurgical production, and “ordinary” pyrrhotite concentrate processed by known methods, for example, using autoclave oxidative leaching technology to produce copper-nickel sulfide concentrate and technical sulfur. Common flotation tails containing low-nickel pyrrhotite and gangue are dumped. If necessary, the low-nickel pyrrhotite product can be isolated from the total weight of the tailings by one of the known enrichment methods and involved in production.

Предлагаемый способ позволяет по сравнению с прототипом в 1,3-3,1 раза снизить удельный расход органического депрессора пирротина (щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты), на 4-14 отн.% сульфгидрильного собирателя и в 1,5 раза реагента-пенообразователя. Наряду с этим снижается количество флотомашин, единиц насосно-чанового оборудования и систем дозировки реагентов, необходимое для переработки равных объемов исходного пентландитового сырья. При этом исключается операция смешивания разнородных по составу материалов (никелевого концентрата и "головки"), что с одной стороны повышает стабильность показателей пирометаллургической переработки никелевого концентрата, с другой - исключает необходимость создания достаточно сложного и капиталоемкого технологического передела. The proposed method allows, in comparison with the prototype, to reduce the specific consumption of the organic depressor of pyrrhotite (alkaline salt of dithiocarbamic acid) by 1.3–3.1 times, by 4–14 rel.% Sulfhydryl collector and by 1.5 times the foaming agent. Along with this, the number of flotation machines, units of tubing equipment and reagent dosing systems necessary for processing equal volumes of the initial pentlandite feedstock is decreasing. At the same time, the operation of mixing materials of dissimilar composition (nickel concentrate and “head”) is excluded, which on the one hand increases the stability of the pyrometallurgical processing of nickel concentrate, and on the other, eliminates the need to create a fairly complex and capital-intensive technological redistribution.

Согласно экспериментальным данным диапазон оптимальных соотношений кислорода, щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты и пирротина находится в пределах от 1 : 0,02 : 140 до 1 : 0,11 : 215 и не зависит от природы и химико-минералогического состава обогащаемого пентландитсодержащего сырья. За пределами данного диапазона результаты флотации резко снижаются. Высокие значения указанного соотношения (на 1 часть кислорода менее 0,02 частей щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты и менее 140 частей пирротина) вызывают дестабилизацию минерало-газовых флотокомплексов и образование рыхлой неустойчивой пены. Это сопровождается потерей крупных зерен пентландита с камерным продуктом никелевой флотации и, соответственно, снижением извлечения цветных и драгоценных металлов в никелевый концентрат. Кроме этого, в результате чрезмерной турбулизации и газонасыщения пульпы в зоне разделения фаз значительно увеличивается механический вынос пульпы в пенный продукт, в результате чего возрастают циркуляционные нагрузки и снижается качество никелевого концентрата. При низких значениях соотношения параметров (на 1 часть кислорода более 0,11 частей щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты и более 215 частей пирротина) повышается флотационная активность тонких классов пирротинсульфидов вследствие слабого модифицирующего воздействия кислорода на их поверхность, что приводит к разубоживанию никелевого концентрата железом и серой. Наряду с этим снижаются скорость флотации и верхний предел флотационной крупности пентландита. According to experimental data, the range of optimal ratios of oxygen, an alkaline salt of dithiocarbamic acid and pyrrhotite is in the range from 1: 0.02: 140 to 1: 0.11: 215 and does not depend on the nature and chemical-mineralogical composition of the enriched pentlandite-containing raw material. Outside this range, flotation results are sharply reduced. High values of this ratio (per 1 part of oxygen, less than 0.02 parts of the alkaline salt of dithiocarbamic acid and less than 140 parts of pyrrhotite) cause the destabilization of mineral-gas flotation complexes and the formation of a loose unstable foam. This is accompanied by the loss of large pentlandite grains with a chamber product of nickel flotation and, accordingly, a decrease in the extraction of non-ferrous and precious metals into nickel concentrate. In addition, as a result of excessive turbulization and gas saturation of the pulp in the phase separation zone, the mechanical removal of pulp into the foam product significantly increases, as a result of which the circulation loads increase and the quality of the nickel concentrate decreases. At low values of the ratio of parameters (per 1 part oxygen, more than 0.11 parts of the alkaline salt of dithiocarbamic acid and more than 215 parts of pyrrhotite), the flotation activity of thin classes of pyrrhotin sulfides increases due to the weak modifying effect of oxygen on their surface, which leads to dilution of the nickel concentrate with iron and sulfur. Along with this, the flotation rate and the upper limit of the flotation size of pentlandite are reduced.

Установлено, что при продолжительности первой стадии (селективной) флотации пентландита менее 24 мин значительное количество цветных и драгоценных металлов остается в камерном продукте, в дальнейшем распределяясь между пирротиновым концентратом и общими хвостами обогащения. Это приводит к увеличению потерь ценных компонентов обогатительно-металлургического цикла по сравнению со способом-прототипом и повышает себестоимость получаемой металлопродукции. Увеличение времени первой стадии флотации пентландита свыше 32 мин сопровождается значительным соизвлечением пирротина в пенный продукт, что нарушает селекцию процесса и резко снижает качество никелевого концентрата. Последнее увеличивает уровень эксплуатационных расходов в цикле металлургического производства, а также повышает потери ценных компонентов с отвальными шлаками и увеличивает выбросы диоксида серы в воздушный бассейн. It was found that with the duration of the first stage of (selective) flotation of pentlandite less than 24 min, a significant amount of non-ferrous and precious metals remains in the chamber product, subsequently distributed between the pyrrhotite concentrate and the total enrichment tailings. This leads to an increase in the loss of valuable components of the beneficiation and metallurgical cycle in comparison with the prototype method and increases the cost of the resulting metal products. The increase in the time of the first stage of pentlandite flotation over 32 min is accompanied by a significant co-extraction of pyrrhotite into the foam product, which disrupts the selection of the process and sharply reduces the quality of the nickel concentrate. The latter increases the level of operating costs in the cycle of metallurgical production, and also increases the loss of valuable components with waste slag and increases emissions of sulfur dioxide in the air basin.

Установлено также, что показатели флотации пентландита в предлагаемом способе зависят от концентрации элементного кислорода в аэрирующей газовой смеси. При концентрации элементного кислорода менее 15 об.% заметно снижается селективность процесса, что проявляется двояко: с одной стороны, увеличивается скорость флотации тонких классов пирротина, что приводит к ухудшению качества никелевого концентрата; с другой - существенно снижается скорость флотации крупных зерен свободного пентландита, а также его сростков, что увеличивает потери цветных и драгоценных металлов с камерным продуктом. Использование высококонцентрированных по кислороду газовых смесей, содержащих более 45 об.% элементного кислорода, снижает разность скоростей флотации пентландита и пирротинсульфидов, нарушая тем самым селекцию процесса. Кроме этого, газовые смеси с повышенным содержанием элементного кислорода интенсивно окисляют сульфгидрильный собиратель, что увеличивает его расход и одновременно вызывает снижение извлечения пентландита в пенный продукт. It was also established that the flotation indices of pentlandite in the proposed method depend on the concentration of elemental oxygen in the aeration gas mixture. At an elemental oxygen concentration of less than 15 vol.%, The selectivity of the process noticeably decreases, which is manifested in two ways: on the one hand, the flotation rate of thin classes of pyrrhotite increases, which leads to a deterioration in the quality of nickel concentrate; on the other hand, the flotation rate of large grains of free pentlandite, as well as its aggregates, is significantly reduced, which increases the loss of non-ferrous and precious metals with a chamber product. The use of highly concentrated oxygen mixtures containing more than 45 vol.% Elemental oxygen reduces the difference in the flotation rates of pentlandite and pyrrhotine sulfides, thereby disrupting the selection of the process. In addition, gas mixtures with a high content of elemental oxygen intensively oxidize the sulfhydryl collector, which increases its consumption and at the same time causes a decrease in the extraction of pentlandite in the foam product.

В качестве газообразной среды для аэрации пульпы при флотации пентландита целесообразно использовать отходящий абгаз процесса автоклавно-окислительного выщелачивания пирротиновых материалов, содержащий в среднем, об.%: кислород 25-40; азот 55-70 и СО₂ + Н₂О + инертные газы около 5. В настоящее время данный газообразный продукт, представляющий собой отход гидрометаллургического производства, после предварительного охлаждения и отделения от конденсата сбрасывают в атмосферу (Технологическая инструкция гидрометаллургического цеха Надеждинского металлургического завода. - ТИ N 0401.14. 109-11-15-83. Введена от 01.01.84, МЦМ СССР, Союзникель, Норильск, 1983, с. 49). Применение абгаза автоклавного выщелачивания в операции флотации пентландита позволяет улучшить ее технико-экономические показатели, избежать значительных капитальных вложений и эксплуатационных расходов, связанных со строительством кислородного комплекса и производством кислорода, а также одновременно повысить степень полезного использования кислорода в рамках действующего обогатительно-металлургического производства.As a gaseous medium for pulp aeration during pentlandite flotation, it is advisable to use waste gas from the autoclave-oxidative leaching of pyrrhotite materials containing, on average, vol.%: Oxygen 25-40; nitrogen 55-70 and СО ₂ + Н ₂ О + inert gases of about 5. At present, this gaseous product, which is a waste of hydrometallurgical production, is released into the atmosphere after preliminary cooling and separation from condensate (Technological instruction of the hydrometallurgical shop of the Nadezhda Metallurgical Plant. - TI N 0401.14. 109-11-15-83. Introduced from 01.01.84, MCM USSR, Soyuznikel, Norilsk, 1983, p. 49). The use of autoclave leaching gas in the pentlandite flotation operation can improve its technical and economic indicators, avoid significant capital investments and operating costs associated with the construction of the oxygen complex and oxygen production, and at the same time increase the degree of beneficial use of oxygen in the framework of the existing enrichment and metallurgical production.

Сведения об известности отличительных признаков предлагаемого технического решения при флотации пентландита из полиметаллических пирротинсодержащих материалов при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены, что свидетельствует о соответствии предлагаемого объекта критерию "изобретательский уровень". Information about the fame of the distinguishing features of the proposed technical solution for the flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotite-containing materials in the study of patent and scientific literature is not revealed, which indicates the compliance of the proposed object with the criterion of "inventive step".

Способ осуществляют следующим образом. The method is as follows.

Пульпу исходного пентландит-пирротинового материала подвергают предварительной обработке щелочной солью дитиокарбаминовой кислоты в известковой среде, предпочтительно при pН 9,5-10,5, обеспечивающей депрессию флотации пирротинсульфидов. После этого пульпу при перемешивании кондиционируют с сульфгидрильным собирателем и вспенивателем и осуществляют постадийное флотационное выделение пентландита в пенные продукты при непрерывном аэрировании пульпы кислородсодержащим газом. Пентландит последовательно выделяют в 2 целевых пенных продукта: селективный никелевый концентрат, в который в основном извлекаются зерна свободного пентландита, и пирротиновый концентрат, коллектирующий преимущественно сростки пентландита с пирротином. При этом выделение пентландита на первой стадии (в цикле селективной никелевой флотации) ведут в течение 24-32 мин, а аэрирование пульпы кислородсодержащим газом осуществляют при массовом соотношении элементного кислорода, щелочной соли дитиокарбаминовой кислоты и пирротина от 1 : 0,02 : 140 до 1 : 0,11 : 215. Соотношение указанных параметров в каждом случае подбирают экспериментальным путем, ориентируясь на конкретные требования к качеству получаемых концентратов и отвальных хвостов. The pulp of the starting pentlandite-pyrrhotite material is pretreated with an alkaline salt of dithiocarbamic acid in a calcareous medium, preferably at pH 9.5-10.5, which provides depression of the flotation of pyrrhotite sulfides. After this, the pulp with stirring is conditioned with a sulfhydryl collector and a blowing agent, and pentlandite is stage-by-stage flotation in foam products with continuous aeration of the pulp with an oxygen-containing gas. Pentlandite is sequentially isolated into 2 target foam products: a selective nickel concentrate, in which grains of free pentlandite are mainly extracted, and a pyrrhotite concentrate, which collects mainly intergrowths of pentlandite with pyrrhotite. In this case, the isolation of pentlandite in the first stage (in a selective nickel flotation cycle) is carried out for 24-32 minutes, and the pulp is aerated with oxygen-containing gas at a mass ratio of elemental oxygen, alkaline salt of dithiocarbamic acid and pyrrhotite from 1: 0.02: 140 to 1 : 0.11: 215. The ratio of these parameters in each case is selected experimentally, focusing on the specific quality requirements of the resulting concentrates and tailings.

В качестве кислородсодержащего газа могут быть использованы смеси, содержащие 15-45 об.% элементного кислорода и инертные к данной системе газы, например: азот, аргон, гелий и др. Эффективно использование абгаза процесса автоклавно-окислительного кислородного выщелачивания пирротиновых концентратов, концентрация элементного кислорода в котором составляет 25-40 об.% (в основном - 30-35 об.%), остальные - азот, пары воды, небольшое количество диоксида углерода и микроколичество инертных газов. As an oxygen-containing gas, mixtures containing 15-45 vol.% Elemental oxygen and gases inert to this system can be used, for example: nitrogen, argon, helium, etc. The use of gas from the autoclave-oxidative oxygen leaching of pyrrhotite concentrates is effective, the concentration of elemental oxygen in which it amounts to 25-40 vol.% (mainly 30-35 vol.%), the rest are nitrogen, water vapor, a small amount of carbon dioxide and a small amount of inert gases.

В каждой из стадий выделения пентландита первичный черновой концентрат может подвергаться перефлотации (перечистке) с постепенным повышением содержания никеля до необходимого уровня. При этом получаемые в каждой операции камерные и промежуточные продукты (промпродукты) перерабатываются либо по замкнутой схеме (с возвратом в начало предыдущей операции). либо отдельно (открытая схема). Время флотации пентландита на каждой стадии определяется как продолжительность основной флотации (при отсутствии контрольной операции) или, при наличии контрольной операции, как суммарная продолжительность цикла основной и контрольной флотации. In each of the stages of isolation of pentlandite, the primary draft concentrate can undergo reflotation (purification) with a gradual increase in the nickel content to the required level. At the same time, chamber and intermediate products (industrial products) obtained in each operation are processed either in a closed circuit (with a return to the beginning of the previous operation). or separately (open circuit). The pentlandite flotation time at each stage is defined as the duration of the main flotation (in the absence of a control operation) or, in the presence of a control operation, as the total duration of the main and control flotation cycle.

Получаемый в результате первой стадии флотации пентландита никелевый концентрат направляют на пирометаллургическую переработку, например, по технологии окислительной взвешенной плавки. Из камерного продукта первой стадии флотации выделяют пирротиновый концентрат, перерабатываемый по автоклавно-гидрометаллургической технологии, и отвальные хвосты. Возможна переработка камерного продукта первой стадии флотации пентландита по трехпродуктовой схеме, в которой получают пирротиновый концентрат, малоникелистый пирротиновый продукт и хвосты. Последние два либо перерабатывают раздельно, либо объединяют и направляют на складирование. The nickel concentrate obtained as a result of the first stage of flotation of pentlandite is sent to pyrometallurgical processing, for example, by the technology of oxidative suspended smelting. Pyrrhotite concentrate, processed by autoclave-hydrometallurgical technology, and tailings are isolated from the chamber product of the first flotation stage. It is possible to process the chamber product of the first stage of pentlandite flotation according to a three-product scheme, in which pyrrhotite concentrate, low-nickel pyrrhotite product and tails are obtained. The last two are either processed separately, or combined and sent for storage.

Продукты флотации подвергают объемным и весовым измерениям, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс процесса обогащения. Flotation products are subjected to volumetric and weight measurements, tested and analyzed. Based on the results of analyzes and measurements, the material balance of the enrichment process is calculated.

Предлагаемый способ описан в конкретных примерах и его результат приведен в таблице. The proposed method is described in specific examples and its result is shown in the table.

Эксперименты проводили на промышленной пульпе ТОФ АО "Нормальский комбинат", представляющей собой камерный продукт медной флотации, полученный в цикле обогащения пирротиновой медно-никелевой руды. Состав исходного продукта, %: никель 2,90-2,92; медь 1,18-1,32; кобальт 0,141-0,144; железо 43,6-44,0; сера 25,0-25,4; пентландит 8,9-9,0; халькопирит 3,7-3,8; пирротин 50,6-50,9; магнетит 6,6-6,7; порода 28,8-29,0; сумма платиновых металлов (Pt+Pd+Rh) 8,71-8,77 г/т. Крупность продукта составляла 85% класса минус 44 мкм. The experiments were carried out on the industrial pulp of the TOF of JSC "Normalsky kombinat", which is a chamber product of copper flotation obtained in the enrichment cycle of pyrrhotite copper-nickel ore. The composition of the starting product,%: nickel 2.90-2.92; copper 1.18-1.32; cobalt 0.141-0.144; iron 43.6-44.0; sulfur 25.0-25.4; pentlandite 8.9-9.0; chalcopyrite 3.7-3.8; pyrrhotite 50.6-50.9; magnetite 6.6-6.7; breed 28.8-29.0; the amount of platinum metals (Pt + Pd + Rh) 8.71-8.77 g / t. The size of the product was 85% of the class minus 44 microns.

Пример 1 (опыт 1 таблицы) - реализация способа-прототипа. Example 1 (experiment 1 of the table) - the implementation of the prototype method.

Флотацию пентландита осуществляли в три стадии. Навеску пульпы хвостов медной флотации загружали в лабораторную флотомашину пневмомеханического типа вместимостью 1,5 дм³ и при перемешивании в течение 10 мин без аэрации обрабатывали известью (60% СаО_акт) до рН 10,4 и реагентом ДМДК при расходе 420 г/т твердого. После этого в течение 1 мин пульпу кондиционировали с загружаемыми дробно 70 г/т бутилового ксантогената и 10 г/т вспенивателя Т-80.Pentlandite flotation was carried out in three stages. A sample of pulp of copper flotation tailings was loaded into a laboratory pneumatic flotation machine with a capacity of 1.5 dm ³ and treated with lime for 60 minutes without aeration (60% CaO _act ) to pH 10.4 and DMDK reagent at a flow rate of 420 g / t solid. After that, the pulp was conditioned for 1 min with fractionally charged 70 g / t butyl xanthate and 10 g / t T-80 blowing agent.

Обработанную реагентами пульпу подвергали селективной флотации в течение 19 мин при аэрации воздухом, засасываемым блок-импеллером через воздушный патрубок с надетым на него резиновым шлангом. Аэрирование пульпы воздухом осуществляли, поддерживая массовое соотношение элементного кислорода, реагента ДМДК и пирротина равным 1 : 0,21 : 250. Объемный расход воздуха, засасываемого блок-импеллером, измеряли с помощью реометра, осуществляя варьирование расхода струбциной, пережимающей резиновый шланг, соединяющий реометр с воздушным патрубком блок-импеллера. Пентландит и ассоциированные с ним ценные металлы выделяли в пенный продукт - богатый никелевый концентрат. The reagent-treated pulp was subjected to selective flotation for 19 min during aeration with air sucked in by a block impeller through an air pipe with a rubber hose mounted on it. The pulp was aerated with air, maintaining the mass ratio of elemental oxygen, DMDK reagent, and pyrrhotite equal to 1: 0.21: 250. The volumetric flow rate of air drawn in by a block impeller was measured using a rheometer, varying the flow rate with a clamp clamping a rubber hose connecting the rheometer to air pipe of the impeller unit. Pentlandite and its associated valuable metals were isolated into a foam product, a rich nickel concentrate.

Камерный продукт первой стадии флотации (селективной флотации пентландита) обрабатывали реагентом ДМДК при расходе 115 г/т в течение 5 мин и кондиционировали с бутиловым ксантогенатом (150 г/т) и вспенивателем Т-80 (20 г/т) в течение 1 мин. После этого проводили вторую стадию флотации (коллективную никель-пирротиновую) с получением никель-пирротинового концентрата и общих хвостов, состоящих из компонентов пустой породы и малоникелистого пирротина. Продолжительность второй стадии флотации 22 мин, расход воздуха на аэрацию 1 дм³/мин•дм³ пульпы.The chamber product of the first flotation stage (selective flotation of pentlandite) was treated with DMDK reagent at a rate of 115 g / t for 5 min and conditioned with butyl xanthate (150 g / t) and T-80 blowing agent (20 g / t) for 1 min. After this, the second flotation stage (collective nickel-pyrrhotite) was carried out to obtain nickel-pyrrhotite concentrate and common tails consisting of gangue and low-nickel pyrrhotite components. The duration of the second stage of flotation is 22 minutes, air consumption for aeration is 1 dm ³ / min • dm ³ pulp.

Никель-пирротиновый концентрат (пенный продукт второй стадии флотации) после репульпирования обрабатывали в течение 5 мин реагентом ДМДК при расходе 50 г/т и кондиционировали в течение 1 мин с бутиловым ксантогенатом при расходе 20 г/т. Затем проводили третью стадию флотации пентландита, получая богатую никелевую "головку" и пирротиновый концентрат. Время третьей стадии флотации 10 мин, расход воздуха на аэрацию 1 дм³/мин•дм³ пульпы. Получаемую никелевую "головку" смешивали с богатым никелевым концентратом, получая объединенный никелевый концентрат.After repulping, the nickel-pyrrhotite concentrate (foam product of the second stage of flotation) was treated for 5 min with DMDK reagent at a flow rate of 50 g / t and conditioned for 1 min with butyl xanthate at a flow rate of 20 g / t. Then, the third stage of flotation of pentlandite was carried out, obtaining a rich nickel “head” and pyrrhotite concentrate. The time of the third stage of flotation is 10 minutes, air consumption for aeration is 1 dm ³ / min • dm ³ pulp. The resulting nickel “head” was mixed with rich nickel concentrate to give a combined nickel concentrate.

Эффективность режима флотации пентландита оценивали по химическому составу получаемых продуктов, уровню извлечения ценных металлов в объединенный никелевый концентрат, потерям металлов с общими хвостами обогащения и суммарному удельному расходу используемых реагентов. The effectiveness of the pentlandite flotation regime was evaluated by the chemical composition of the products obtained, the level of extraction of valuable metals in the combined nickel concentrate, the loss of metals with common tailings and the total specific consumption of the reagents used.

Результаты опыта приведены в таблице. Извлечение металлов в объединенный никелевый концентрат составило, %: никель 71,70; медь 76,26; сумма платиновых металлов 73,31. Объединенный никелевый концентрат содержал никеля 9,70%; меди 4,59%; суммы платиновых металлов 30,49 г/т. Суммарный удельный расход реагентов в пересчете на твердое в исходном питании составил реагента ДМДК 585 г/т; бутилового ксантогената 240 г/т; вспенивателя Т-80 30 г/т. Общие хвосты флотации содержали никеля 0,66%; меди 0,15%; суммы платиновых металлов 1,68 г/т; при этом потери ценных металлов с хвостами составили, %: никель 13,96; медь 7,12; сумма платиновых металлов 11,86. Полученный пирротиновый концентрат имел состав: никель 2,52%; медь 1,30%; сумма платиновых металлов 7,80 г/т; при извлечении, %: никель 14,34; медь 16,62; сумма платиновых металлов 14,83. The results of the experiment are shown in the table. The recovery of metals in the combined Nickel concentrate amounted to,%: Nickel 71.70; copper 76.26; the amount of platinum metals 73.31. The combined nickel concentrate contained 9.70% nickel; copper 4.59%; amounts of platinum metals 30.49 g / t. The total specific consumption of reagents in terms of solid in the initial feed amounted to DMDK reagent 585 g / t; butyl xanthate 240 g / t; foaming agent T-80 30 g / t. Total flotation tails contained 0.66% nickel; copper 0.15%; amounts of platinum metals 1.68 g / t; while the loss of valuable metals with tails amounted to,%: nickel 13.96; copper 7.12; the amount of platinum metals is 11.86. The resulting pyrrhotite concentrate had the composition: nickel 2.52%; copper 1.30%; the amount of platinum metals 7.80 g / t; upon extraction,%: nickel 14.34; copper 16.62; the amount of platinum metals is 14.83.

Пример 2 (опыт 2 таблицы) - предлагаемый способ. Example 2 (experiment 2 tables) - the proposed method.

Состав исходного питания и оборудования такие же, как и в примере 1. Отличие состоит в том, что флотацию пентландита вели в две стадии. Навеску исходной пульпы обрабатывали в известковой среде (pН 10,4), при расходе реагента ДМДК 225 г/т твердого. После этого в течение 1 мин пульпу кондиционировали с загружаемым дробно 80 г/т бутилового ксантогената и 10 г/т вспенивателя Т-80. The composition of the feed and equipment are the same as in example 1. The difference is that the flotation of pentlandite was carried out in two stages. A portion of the initial pulp was treated in a calcareous medium (pH 10.4), with a DMDK reagent consumption of 225 g / t solid. After that, the pulp was conditioned for 1 min with fractionally charged 80 g / t butyl xanthate and 10 g / t T-80 blowing agent.

Обработанную реагентами пульпу подвергали первой стадии обогащения селективной никелевой флотации, которую вели в течение 28 мин, используя для аэрации пульпы атмосферный воздух (21 об.% О₂). Воздух в камеру флотомашины поступал через воздушный патрубок за счет разряжения, создаваемого блок-импеллером. Объемный расход воздуха регулировали струбциной, ориентируясь на показания реометра. Аэрирование пульпы воздухом осуществляли, поддерживая массовое соотношение элементного кислорода, реагента ДМДК и пирротина, соответственно, 1 : 0,08 : 180. При этом свободные зерна пентландита выделяли в пенный продукт - никелевый концентрат, а пирротин, сростки пирротина с пентландитом и компоненты пустой породы образовывали камерный продукт - хвосты первой стадии флотации.The pulp treated with reagents was subjected to the first stage of enrichment of selective nickel flotation, which was carried out for 28 min using atmospheric air (21 vol.% O ₂ ) for pulp aeration. Air entered the chamber of the flotation machine through the air nozzle due to the vacuum created by the block impeller. The volumetric air flow was regulated by a clamp, focusing on the readings of the rheometer. Aeration of the pulp with air was carried out, maintaining the mass ratio of elemental oxygen, DMDK reagent and pyrrhotite, respectively, 1: 0.08: 180. At the same time, free pentlandite grains were isolated into a foam product - nickel concentrate, and pyrrhotite, intergrowths of pyrrhotite with pentlandite and gangue components formed a chamber product - the tails of the first stage of flotation.

Хвосты первой стадии флотации в течение 5 мин обрабатывали реагентом ДМДК при расходе 115 г/т и кондиционировали с бутиловым ксантогенатом (130 г/т) и вспенивателем Т-80 (10 г/т) в течение 1 мин. (Все удельные расходы реагентов приведены на 1 т твердого в исходном питании). После этого пульпу подвергали второй стадии флотации - коллективной пирротиновой флотации, продолжительность которой составляла 18 мин. Флотацию вели с использованием воздуха при его расходе 1 дм³/мин•дм³ пульпы. Продуктами второй стадии флотации являлись пирротиновый концентрат и общие хвосты, коллектирующие в себе пустую породу и малоникелистый пирротин. Описанный режим второй стадии флотации оставался неизменным во всех последующих опытах. Изменялся только удельный расход бутилового ксантогената (в опытах 13, 15 и 17-20), что было обусловлено интенсивным его окислением, обогащенными по кислороду, аэрирующими газовыми смесями.The tailings of the first flotation stage for 5 min were treated with DMDK reagent at a rate of 115 g / t and conditioned with butyl xanthate (130 g / t) and T-80 blowing agent (10 g / t) for 1 min. (All unit costs of the reagents are given per ton of solid in the initial feed). After that, the pulp was subjected to the second stage of flotation — collective pyrrhotine flotation, the duration of which was 18 minutes. Flotation was carried out using air at a flow rate of 1 dm ³ / min • dm ³ pulp. The products of the second flotation stage were pyrrhotite concentrate and common tails, which collect in themselves waste rock and low-nickel pyrrhotite. The described regime of the second stage of flotation remained unchanged in all subsequent experiments. Only the specific consumption of butyl xanthate changed (in experiments 13, 15, and 17-20), which was due to its intense oxidation, oxygen enriched, aerated gas mixtures.

Результаты опытов представлены в таблице. Выбранное соотношение параметров первой стадии флотации пентландита обеспечило более высокий по сравнению с прототипом уровень извлечения ценных металлов в никелевый концентрат, %: никель 73,50; медь 78,37; сумма платиновых металлов 76,30. При этом качество никелевого концентрата по сравнению с прототипом не ухудшилось, содержание в нем ценных металлов составляло: никеля 9,71%; меди 4,57%; суммы платиновых металлов 30,31 г/т. Процесс характеризовался следующим суммарным расходом реагентов, г/т: реагент ДМДК 340; бутиловый ксантогенат 210; вспениватель Т-80 20. В данном опыте получены общие хвосты, содержащие никеля 0,63%; меди 0,14%; суммы платиновых металлов 1,59 г/т. При этом извлечение ценных металлов в хвосты составило, %: никель 13,23; медь 6,66; сумма платиновых металлов 11,10. Пирротиновый концентрат содержал никеля 2,24%; меди 1,12%; суммы платиновых металлов 6,41 г/т. В пирротиновый концентрат извлечено, %: никель 13,27; медь 14,97; сумма платиновых металлов 12,60. The results of the experiments are presented in the table. The selected ratio of the parameters of the first stage of flotation of pentlandite provided a higher level of extraction of valuable metals in nickel concentrate compared to the prototype,%: nickel 73.50; copper 78.37; the amount of platinum metals is 76.30. Moreover, the quality of the nickel concentrate in comparison with the prototype did not deteriorate, the content of valuable metals in it was: nickel 9.71%; copper 4.57%; amounts of platinum metals 30.31 g / t. The process was characterized by the following total consumption of reagents, g / t: reagent DMDK 340; butyl xanthate 210; T-80 blowing agent 20. In this experiment, total tails containing 0.63% nickel were obtained; copper 0.14%; amounts of platinum metals 1.59 g / t. At the same time, the extraction of valuable metals into tails was,%: nickel 13.23; copper 6.66; the amount of platinum metals is 11.10. The pyrrhotite concentrate contained 2.24% nickel; copper 1.12%; amounts of platinum metals 6.41 g / t. The pyrrhotite concentrate was recovered,%: nickel 13.27; copper 14.97; the amount of platinum metals 12.60.

Пример 3 (опыт 13 таблицы) - предлагаемый способ. Example 3 (experiment 13 of the table) - the proposed method.

Исходное питание, оборудование, схема и условия обогащения материала такие же, как и в примере 2. Отличие состоит в том, что на первой стадии флотации пентландита для аэрации пульпы использовали газовую смесь элементного кислорода и азота, обогащенную элементным кислородом до 30 об.%. Смесь готовили с применением редуцированных сжатых газов из баллонов. Объемный расход ингредиентов смеси измеряли с помощью реометров, регулируя соотношение "кислород-азот" вентилями, установленными на входе газов в реометры. Полученную газовую смесь, содержащую 30 об.% кислорода, через барабанный газовый счетчик принудительно подавали в воздушный патрубок блок-импеллера лабораторной флотомашины. Аэрирование пульпы газовой смесью осуществляли, поддерживая массовое соотношение элементного кислорода, реагента ДМДК и пирротина, равным 1 : 0,08 : 180. По аналогичной методике готовили и дозировали смеси элементного кислорода с другими инертными газами: аргоном (опыт 18) и гелием (опыт 19). Продолжительность первой стадии флотации 28 мин; удельный расход реагентов, г/т: ДМДК 225; бутиловый ксантогенат 100; вспениватель Т-80 10. The initial feed, equipment, scheme and conditions of material enrichment are the same as in Example 2. The difference is that in the first stage of pentlandite flotation, a gas mixture of elemental oxygen and nitrogen enriched with elemental oxygen up to 30 vol.% Was used for pulp aeration. The mixture was prepared using reduced compressed gases from cylinders. The volumetric flow rate of the mixture ingredients was measured using rheometers, adjusting the oxygen-nitrogen ratio by valves installed at the gas inlet to the rheometers. The resulting gas mixture containing 30 vol.% Oxygen was forcibly supplied through the drum gas meter to the air pipe of the laboratory flotation unit impeller. The pulp was aerated with a gas mixture, maintaining the mass ratio of elemental oxygen, DMDK reagent, and pyrrhotite equal to 1: 0.08: 180. Mixtures of elemental oxygen with other inert gases were prepared and dosed: argon (experiment 18) and helium (experiment 19 ) The duration of the first stage of flotation 28 min; specific consumption of reagents, g / t: DMDK 225; butyl xanthate 100; foaming agent T-80 10.

Вторую стадию флотации проводили в течение 18 мин, используя для аэрации пульпы атмосферный воздух (21 об.% О₂) с расходом 1 дм³/мин•дм³ пульпы. Удельный расход реагентов на этой стадии составлял, г/т: ДМДК 115; бутиловый ксантогенат 130; вспениватель Т-80 10.The second flotation stage was carried out for 18 min, using atmospheric air (21 vol.% O ₂ ) with a flow rate of 1 dm ³ / min • dm ^{3 of} pulp for aeration of the pulp. The specific consumption of reagents at this stage was, g / t: DMDK 115; butyl xanthate 130; foaming agent T-80 10.

Получен никелевый концентрат высокого качества, содержащий: никеля 9,71%; меди 4,61%; суммы платиновых металлов 31,02 г/т. Извлечение ценных металлов в никелевый концентрат выше, чем в прототипе, %: никель 73,52; медь 77,81; сумма платиновых металлов 78,47. При этом суммарный расход реагентов составил, г/т: ДМДК 340; бутиловый ксантогенат 230; вспениватель Т-80 20. Полученные общие хвосты содержали никеля 0,63%; меди 0,13%; суммы платиновых металлов 1,52 г/т. С хвостами потеряно, %: никель 13,16; медь 6,05; сумма платиновых металлов 10,61. Переход металлов в пирротиновый концентрат ниже, чем в прототипе, %: никель 13,32; медь 16,15; сумма платиновых металлов 10,92. Полученный пирротиновый концентрат содержал никеля 2,20%; меди 1,25%; суммы платиновых металлов 5,65 г/т. Received high-quality nickel concentrate, containing: nickel 9.71%; copper 4.61%; amounts of platinum metals 31.02 g / t. The extraction of valuable metals in Nickel concentrate is higher than in the prototype,%: Nickel 73.52; copper 77.81; the amount of platinum metals 78.47. The total consumption of reagents amounted to, g / t: DMDK 340; butyl xanthate 230; T-80 blowing agent 20. The resulting total tails contained 0.63% nickel; copper 0.13%; amounts of platinum metals 1.52 g / t. With tails lost,%: nickel 13.16; copper 6.05; the amount of platinum metals is 10.61. The transition of metals in pyrrhotite concentrate is lower than in the prototype,%: nickel 13.32; copper 16.15; the amount of platinum metals is 10.92. The resulting pyrrhotite concentrate contained nickel 2.20%; copper 1.25%; amounts of platinum metals 5.65 g / t.

Пример 4 (опыт 20 таблицы) - предлагаемый способ. Example 4 (experiment 20 of the table) - the proposed method.

Исходное питание, обогатительное оборудование, схемы и условия флотации материала такие же, как и в примере 2. Отличие состоит в том, что на первой стадии флотации пентландита для аэрации пульпы использовали охлажденный абгаз процесса автоклавно-окислительного выщелачивания пирротинового концентрата. Для получения абгаза, близкого по химическому составу к промышленному, навеску пирротинового концентрата, репульпированную водой до Ж : Т = 1,5, подвергали окислительному выщелачиванию в лабораторном автоклаве с механическим перемешивающим устройством, оборудованном системами регулирования температуры и давления. В качестве окислителя пирротина использовали кислородовоздушную смесь (около 60% О₂), подаваемую в автоклав с постоянным расходом под уровень пульпы. Окислитель получали путем смешения технического кислорода, поступающего из баллона (Р_б = 5 МПа) через понижающий редуктор (Р_вых ≈ 1,0-1,2 МПа), с компримированным воздухом (Р_возд = 1,5 МПа). Заданное соотношение ингредиентов смеси поддерживали путем регулирования их расходов, измеряемых с помощью сильфонных дифманометров. Выщелачивание концентрата проводили при температуре 130^oС и парциальном давлении кислорода 1,0 МПа. В водную пульпу материала вводили расчетное количество ПАВ - раствора технических лигносульфонатов, предотвращающих смачивание сульфидов расплавленной серой. Образующийся абгаз непрерывно отводили, пропускали через трубчатый холодильник и отделяли от капельной влаги. Охлажденный, частично осушенный абгаз подавали на первую стадию лабораторной флотации пентландита, регулируя его расход с помощью струбцины. Избыток абгаза сбрасывали в атмосферу. Расход абгаза, поступающего на флотацию через воздушный патрубок блок-импеллера, измеряли с помощью барабанного газового счетчика. Для анализа химического состава использовали лабораторный хроматограф типа ЛХМ-80 с цифропечатающим интегратором. Состав получаемого абгаза варьировали путем изменения соотношения исходных ингредиентов смеси, а также ее расходом в процессе выщелачивания. Усредненный состав "осушенного" охлажденного абгаза на входе в блок-импеллер флотомашины был следующим, об.%: кислород 38; азот 57; СО₂ + Н₂О + инертные газы 5. Средняя температура абгаза 40^oС. Аэрирование флотационной пульпы абгазом осуществляли, поддерживая массовое соотношение элементного кислорода, реагента ДМДК и пирротина равным 1 : 0,08 : 180. Продолжительность первой стадии флотации 28 мин; удельный расход реагентов, г/т: ДМДК 225; бутиловый ксантогенат 105; вспениватель Т-80 10. Вторую стадию флотации проводили в течение 18 мин в воздушной среде (21 об.% О₂) с расходом 1 дм³/мин • дм³ пульпы. Удельный расход реагентов на этой стадии составлял, г/т: ДМДК 115; бутиловый ксантогенат 130; вспениватель Т-80 10.The initial feed, concentration equipment, schemes and conditions of material flotation are the same as in example 2. The difference is that in the first stage of pentlandite flotation, aerated pulp of the process of autoclave-oxidative leaching of pyrrhotite concentrate was used for pulp aeration. To obtain gas that is close in chemical composition to industrial, a sample of pyrrhotite concentrate repulped with water to W: T = 1.5 was subjected to oxidative leaching in a laboratory autoclave with a mechanical stirrer equipped with temperature and pressure control systems. As an oxidizing agent of pyrrhotite, an oxygen-air mixture (about 60% O ₂ ) was used, which was supplied to the autoclave at a constant flow rate under the pulp level. The oxidizing agent was obtained by mixing technical oxygen coming from a cylinder (P _b = 5 MPa) through a reduction gear (P _o ≈ 1.0-1.2 MPa), with compressed air (P _air = 1.5 MPa). A predetermined ratio of the ingredients of the mixture was maintained by adjusting their costs, measured using bellows differential pressure gauges. The leaching of the concentrate was carried out at a temperature of 130 ^o C and a partial pressure of oxygen of 1.0 MPa. The calculated amount of a surfactant, a solution of technical lignosulfonates that prevent wetting of sulfides by molten sulfur, was introduced into the aqueous pulp of the material. The resulting gas was continuously discharged, passed through a tube cooler and separated from the drop of moisture. Cooled, partially drained gas was fed to the first stage of laboratory flotation of pentlandite, adjusting its flow rate using a clamp. Excess gas was discharged into the atmosphere. The flow rate of gas entering the flotation through the air pipe of the block impeller was measured using a drum gas meter. To analyze the chemical composition, a laboratory chromatograph of the LHM-80 type with a digital printing integrator was used. The composition of the obtained gas was varied by changing the ratio of the initial ingredients of the mixture, as well as its consumption in the leaching process. The averaged composition of the “dried” cooled gas at the inlet to the flotation unit's impeller was as follows, vol.%: Oxygen 38; nitrogen 57; CO ₂ + H ₂ O + inert gases 5. The average temperature of the gas was 40 ^° C. Aeration of the flotation pulp with gas was carried out while maintaining the mass ratio of elemental oxygen, DMDC and pyrrhotite equal to 1: 0.08: 180. The duration of the first flotation stage was 28 minutes; specific consumption of reagents, g / t: DMDK 225; butyl xanthate 105; foaming agent T-80 10. The second stage of flotation was carried out for 18 min in air (21 vol.% O ₂ ) with a flow rate of 1 dm ³ / min • dm ³ pulp. The specific consumption of reagents at this stage was, g / t: DMDK 115; butyl xanthate 130; foaming agent T-80 10.

Полученные результаты флотации подтвердили высокую эффективность применения абгазов выщелачивания для аэрации пентландитсодержащей пульпы. Никелевый концентрат содержал: никеля 9,78%; меди 4,65%; суммы платиновых металлов 30,96 г/т. При этом показатель извлечения ценных металлов в никелевый концентрат заметно превысил уровень, достигнутый с использованием способа-прототипа, %: никель 73,67; медь 77,81; сумма платиновых металлов 77,65. Суммарный расход реагентов в данном опыте составил, г/т: ДМДК 340; бутиловый ксантогената 235; вспениватель Т-80 20. Общие хвосты флотации содержали никеля 0,64%; меди 0,14%; суммы платиновых металлов 1,55 г/т. Потери ценных металлов с хвостами составили, %: никель 13,29; медь 6,46; сумма платиновых металлов 10,72. Получен "рядовой" по составу пирротиновый концентрат, содержащий: никеля 2,15%; меди 1,17%; суммы платиновых металлов 5,76 г/т. В пирротиновый концентрат извлечено, %: никель 13,04; медь 15,73; сумма платиновых металлов 11,63. The flotation results confirmed the high efficiency of leaching gases for aeration of pentlandite-containing pulp. Nickel concentrate contained: nickel 9.78%; copper 4.65%; amounts of platinum metals 30.96 g / t. The rate of extraction of valuable metals in nickel concentrate significantly exceeded the level achieved using the prototype method,%: nickel 73.67; copper 77.81; the amount of platinum metals is 77.65. The total consumption of reagents in this experiment amounted to, g / t: DMDK 340; butyl xanthate 235; T-80 blowing agent 20. Total flotation tails contained 0.64% nickel; copper 0.14%; amounts of platinum metals 1.55 g / t. Losses of valuable metals with tails amounted to,%: nickel 13.29; copper 6.46; the amount of platinum metals is 10.72. Received "ordinary" in composition pyrrhotite concentrate containing: nickel 2.15%; copper 1.17%; amounts of platinum metals 5.76 g / t. The pyrrhotite concentrate was recovered,%: nickel 13.04; copper 15.73; the amount of platinum metals is 11.63.

В таблице приведены примеры, отличающиеся условиями первой стадии флотации пентландита: по соотношению кислорода, реагента ДМДК и пирротина; по продолжительности процесса; по методам получения и составу кислородсодержащих газовых смесей, используемых для аэрации флотационной пульпы. The table shows examples that differ in the conditions of the first stage of flotation of pentlandite: by the ratio of oxygen, DMDK reagent and pyrrhotite; by the duration of the process; by methods of obtaining and composition of oxygen-containing gas mixtures used for aeration of flotation pulp.

Согласно полученным экспериментальным результатам (опыты 2-4, 13-15, 18-20), предлагаемый способ двухстадийной флотации пентландита обеспечивает высокое извлечение цветных и платиновых металлов в селективный никелевый концентрат при одновременном снижении удельного расхода дорогостоящих реагентов (ДМДК, ксантогената, Т-80). При этом качество никелевого концентрата сохраняется на уровне, достигнутом в способе-прототипе (при трехстадийной флотации). According to the obtained experimental results (experiments 2-4, 13-15, 18-20), the proposed method of two-stage flotation of pentlandite provides high extraction of non-ferrous and platinum metals in selective nickel concentrate while reducing the specific consumption of expensive reagents (DMDC, xanthate, T-80 ) At the same time, the quality of the nickel concentrate remains at the level achieved in the prototype method (with three-stage flotation).

Сопоставление результата, полученного в опыте 2, с результатами опытов 13-15, 18-20 показывает, что обогащение аэрирующей газовой смеси элементным кислородом до 45 об.% способствует повышению извлечения цветных и драгоценных металлов в никелевый концентрат. При этом, как следует из сравнения результатов опыта 13 и опытов 18,19, показатели флотации пентландита не зависят от типа сопутствующего инертного ингредиента в газовой смеси, а полностью определяются концентрацией элементного кислорода. A comparison of the result obtained in experiment 2 with the results of experiments 13-15, 18-20 shows that the enrichment of the aerated gas mixture with elemental oxygen to 45 vol.% Helps to increase the extraction of non-ferrous and precious metals in nickel concentrate. Moreover, as follows from a comparison of the results of experiment 13 and experiments 18.19, the flotation indices of pentlandite do not depend on the type of accompanying inert ingredient in the gas mixture, but are completely determined by the concentration of elemental oxygen.

С точки зрения экономики процесса флотации в качестве кислородсодержащей газовой смеси с повышенной концентрацией элементного кислорода наиболее рациональным является применение абгазов процесса автоклавно-окислительного кислородного выщелачивания пирротиновых материалов, содержащих 25-40 об.% элементного кислорода (опыт 20). From the point of view of the economics of the flotation process, as the oxygen-containing gas mixture with a high concentration of elemental oxygen, the most rational is the use of exhaust gases from the autoclave-oxidative oxygen leaching of pyrrhotite materials containing 25-40 vol.% Elemental oxygen (experiment 20).

При выходе значений параметров первой стадии процесса за пределы предлагаемого диапазона основные показатели флотации пентландита резко ухудшаются, приближаясь к результатам, получаемым по способу-прототипу, или принимая еще более низкие значения. When the values of the parameters of the first stage of the process go beyond the proposed range, the main indicators of flotation of pentlandite sharply worsen, approaching the results obtained by the prototype method, or taking even lower values.

В частности, в оп. 5 при соотношении элементного кислорода, реагента ДМДК и пирротина, равном 1 : 0,012 : 120 (запредельно высокая доля кислорода), содержание никеля в одноименном концентрате снижается с 9,70-9,78% (в предлагаемом диапазоне) до 7,93 при одновременном уменьшении его извлечения на 5% абс. Аналогичная тенденция наблюдается и в распределении меди и платиновых металлов. Кроме того, данный режим характеризуется высоким уровнем потерь всех ценных компонентов с общими хвостами флотации, %: никель 14,21; медь 10,17; сумма платиновых металлов 13,32, заметно проигрывая по этому показателю способу-прототипу (опыт 1), при котором потери указанных металлов составляют соответственно 13,96; 7,12 и 11,86%. In particular, in op. 5 when the ratio of elemental oxygen, DMDK reagent and pyrrhotite is 1: 0.012: 120 (extremely high oxygen fraction), the nickel content in the concentrate of the same name decreases from 9.70-9.78% (in the proposed range) to 7.93 while reducing its extraction by 5% abs. A similar trend is observed in the distribution of copper and platinum metals. In addition, this mode is characterized by a high level of loss of all valuable components with common flotation tails,%: nickel 14.21; copper 10.17; the amount of platinum metals 13.32, significantly losing by this indicator to the prototype method (experiment 1), in which the losses of these metals are 13.96, respectively; 7.12 and 11.86%.

При соотношении параметров 1 : 0,14 : 180 (опыт 6), характеризующемся запредельно высокой долей реагента ДМДК, удается получить никелевый концентрат хорошего качества (9,43% никеля; 4,49% меди; 29:34 г/т суммы платиновых металлов), однако при этом заметно снижается уровень извлечения всех ценных компонентов в никелевый концентрат, %: никель до 70,08; медь до 74,11; сумма платиновых металлов до 72,57, что ниже соответствующих показателей, получаемых по способу-прототипу. К другим серьезным недостаткам данного режима относятся: повышенный уровень безвозвратных потерь ценных металлов с хвостами обогащения (никель 14,09%; медь 8,87%; сумма платиновых металлов 12,11%) и высокий общий расход дорогостоящего реагента ДМДК - 505 г/т тв. в питании. With a ratio of parameters of 1: 0.14: 180 (experiment 6), characterized by a prohibitively high proportion of DMDK reagent, it is possible to obtain a good quality nickel concentrate (9.43% nickel; 4.49% copper; 29:34 g / t total platinum metals ), however, at the same time, the level of extraction of all valuable components into a nickel concentrate is noticeably reduced,%: nickel up to 70.08; copper up to 74.11; the amount of platinum metals up to 72.57, which is lower than the corresponding indicators obtained by the prototype method. Other serious disadvantages of this regime include the increased level of irretrievable losses of valuable metals with tailings (nickel 14.09%; copper 8.87%; the sum of platinum metals 12.11%) and the high total consumption of the expensive DMDK reagent - 505 g / t tv in nutrition.

Флотация пентландита при соотношении 1 : 0,08 : 200 (опыт 7, с запредельно высокой долей пирротина) обнаруживает тенденцию к одновременному снижению как качества никелевого концентрата (9,20% никеля), так и извлечения в него ценных компонентов (никель 71,15%; медь 73,49%; сумма платиновых металлов 72,85%) по сравнению с показателями, полученными в заявленном диапазоне соотношений. Одновременно увеличивается переход всех металлов в пирротиновый концентрат (никель до 15,20%; медь до 19,08%; сумма платиновых металлов до 15,80%), что вызовет неизбежное снижение их выпуска в виде товарной металлопродукции, вследствие дополнительных потерь с отвальными хвостами автоклавно-окислительной технологии. Pentlandite flotation at a ratio of 1: 0.08: 200 (experiment 7, with a prohibitively high proportion of pyrrhotite) shows a tendency to simultaneously decrease both the quality of nickel concentrate (9.20% nickel) and the extraction of valuable components (nickel 71.15 %; copper 73.49%; the sum of platinum metals 72.85%) compared with indicators obtained in the claimed range of ratios. At the same time, the transition of all metals to pyrrhotite concentrate increases (nickel up to 15.20%; copper up to 19.08%; the sum of platinum metals up to 15.80%), which will cause an inevitable decrease in their output in the form of salable metal products, due to additional losses with tailings autoclave oxidation technology.

При запредельно низкой доле кислорода (опыт 8) флотация пентландита не обеспечивает получение высококачественного концентрата даже при высоком расходе реагента ДМДК (435 г/т). Никелевый концентрат содержит всего 8,77% никеля; 4,15% меди и 26,59 г/т суммы платиновых металлов. Извлечение ценных металлов в никелевый концентрат ниже, чем в способе-прототипе, %: никель 71,64; медь 75,30; сумма платиновых металлов 72,41. With an extremely low oxygen fraction (experiment 8), pentlandite flotation does not provide high-quality concentrate even at a high consumption of DMDK reagent (435 g / t). Nickel concentrate contains only 8.77% nickel; 4.15% copper and 26.59 g / t total platinum metals. Extraction of valuable metals in nickel concentrate is lower than in the prototype method,%: nickel 71.64; copper 75.30; the amount of platinum metals 72.41.

Соотношение 1 : 0,012 : 180 (опыт 9), отвечающее запредельно низкой доле реагента ДМДК, не обеспечивает достаточной степени депрессии пирротина. Вследствие этого получен низкокачественный никелевый концентрат (8,19% никеля; 3,78% меди; 24,8 г/т суммы платиновых металлов) с крайне низким извлечением в него ценных металлов, %: никель 67,42; медь 69,05; сумма платиновых металлов 67,98. Значительная масса ценных компонентов сосредоточилась в пирротиновом концентрате, который из-за высокого содержания меди (2,10%) является весьма сложным сырьем для гидрометаллургической переработки, поскольку при автоклавно-окислительном выщелачивании проявляет склонность к гранулообразованию (Абрамов Н. П. Разработка технологии автоклавно-окислительного выщелачивания высокосернистого никель-пирротинового концентрата // Цветные металлы, N 7, 1992, с.9-13). The ratio of 1: 0.012: 180 (experiment 9), corresponding to a prohibitively low proportion of the DMDK reagent, does not provide a sufficient degree of depression of pyrrhotite. As a result, a low-quality nickel concentrate was obtained (8.19% nickel; 3.78% copper; 24.8 g / t total platinum metals) with extremely low extraction of valuable metals,%: nickel 67.42; copper 69.05; the amount of platinum metals is 67.98. A significant amount of valuable components was concentrated in pyrrhotite concentrate, which, due to the high copper content (2.10%), is a very difficult raw material for hydrometallurgical processing, since it exhibits a tendency to granule formation during autoclave-oxidative leaching (Abramov N.P. Development of autoclave-technology oxidative leaching of sour nickel-pyrrhotite concentrate // Non-ferrous metals, N 7, 1992, p.9-13).

Флотация пентландита при соотношении параметров 1 : 0,08 : 120 (опыт 10), отличающемся запредельно низкой долей пирротина, не обеспечивает целевого извлечения ценных компонентов выше, чем в способе-прототипе. Извлечение металлов в никелевый концентрат в данном режиме составило, %: никель 69,12; медь 71,81; суммы платиновых металлов 70,84. Значительная часть ценных металлов перешла в пирротиновый концентрат (никель 16,88%; медь 21,12%; сумма платиновых металлов - 17,07%), что является нежелательным, так как связано с их дополнительными потерями в цикле гидрометаллургической переработки. The flotation of pentlandite with a ratio of parameters of 1: 0.08: 120 (experiment 10), which differs by a prohibitively low proportion of pyrrhotite, does not provide the target extraction of valuable components higher than in the prototype method. Extraction of metals in nickel concentrate in this mode amounted to,%: nickel 69.12; copper 71.81; the amount of platinum metals 70.84. A significant part of the valuable metals went into pyrrhotite concentrate (nickel 16.88%; copper 21.12%; the amount of platinum metals - 17.07%), which is undesirable, as it is associated with their additional losses in the hydrometallurgical processing cycle.

Сокращение времени первой стадии флотации пентландита до 22 мин (опыт 11) приводит к резкому снижению извлечения ценных металлов в никелевый концентрат, %: никель до 62,42; медь до 66,03; сумма платиновых металлов до 63,12. При этом потери металлов с общими хвостами обогащения составляют, %: никель 16,11; медь 10,91; сумма платиновых металлов 14,36. Данный режим по комплексности переработки сырья значительно уступает способу-прототипу. Reducing the time of the first stage of flotation of pentlandite to 22 min (experiment 11) leads to a sharp decrease in the extraction of valuable metals in nickel concentrate,%: nickel to 62.42; copper up to 66.03; the amount of platinum metals is up to 63.12. In this case, the loss of metals with common enrichment tails is,%: nickel 16.11; copper 10.91; the amount of platinum metals is 14.36. This mode of complexity of processing of raw materials is significantly inferior to the prototype method.

Запредельно высокое время первой стадии флотации (оп.12) приводит к резкому снижению качества получаемого никелевого концентрата, что увеличивает эксплуатационные расходы в сфере металлургического производства. В частности, при увеличении времени флотации до 35 мин никелевый концентрат содержал 7,64% никеля; 3,60% меди и 23,07 г/т суммы платиновых металлов. При этом извлечение металлов в никелевый концентрат составило, %: никель 76,51; медь 80,35; сумма платиновых металлов 77,18. Очевидно, что прирост этого показателя по отношению к уровню, характерному для заявленного диапазона времени, в экономическом плане несоизмеримо ниже, чем отвечающий ему спад показателя качества. The prohibitively high time of the first flotation stage (op.12) leads to a sharp decrease in the quality of the nickel concentrate obtained, which increases operating costs in the field of metallurgical production. In particular, with an increase in flotation time to 35 min, the nickel concentrate contained 7.64% nickel; 3.60% copper and 23.07 g / t total platinum metals. The extraction of metals in Nickel concentrate amounted to,%: Nickel 76.51; copper 80.35; the amount of platinum metals 77.18. It is obvious that the growth of this indicator in relation to the level characteristic of the declared time range is economically incomparably lower than the corresponding decline in the quality indicator.

В опыте 16 флотацию проводили с использованием газовой смеси, содержащей всего 10 об.% элементного кислорода (запредельно низкая концентрация). В этом режиме получен никелевый концентрат, содержащий никеля 9,34%; меди 4,50%; суммы платиновых металлов 28,53 г/т. Извлечение металлов в никелевый концентрат составило, %: никель 71,01; медь 75,68; сумма платиновых металлов 72,22. По качеству никелевого концентрата и показателям распределения цветных металлов данный режим несколько уступает способу-прототипу, в котором флотацию пентландита на всех стадиях проводили в среде атмосферного воздуха (21 об.% О₂).In experiment 16, flotation was carried out using a gas mixture containing only 10 vol.% Elemental oxygen (extremely low concentration). In this mode, a nickel concentrate containing 9.34% nickel was obtained; copper 4.50%; amounts of platinum metals 28.53 g / t. Extraction of metals in Nickel concentrate amounted to,%: Nickel 71.01; copper 75.68; the amount of platinum metals 72.22. The quality of the Nickel concentrate and the distribution of non-ferrous metals, this mode is somewhat inferior to the prototype method, in which flotation of pentlandite at all stages was carried out in atmospheric air (21 vol.% O ₂ ).

При использовании для аэрации пульпы газовой смеси с запредельно высокой концентрацией элементного кислорода (50 об.% ) произошло снижение извлечения ценных металлов в никелевый концентрат (оп. 17) по сравнению со способом-прототипом, %: никель до 70,86; медь до 74,88; сумма платиновых металлов до 74,09. При этом качество никелевого концентрата практически не изменилось, а суммарный расход бутилового ксантогената в результате более интенсивного окисления увеличился до 250 г/т тв. в питании. Этот эксперимент свидетельствует о том, что обогащение аэрирующей газовой смеси элементным кислородом сверх заявленного предела (45 об.%) является нецелесообразным. When using a gas mixture for aeration of pulp with an extremely high concentration of elemental oxygen (50 vol.%), There was a decrease in the extraction of valuable metals in nickel concentrate (op. 17) compared with the prototype method,%: nickel to 70.86; copper up to 74.88; the amount of platinum metals is up to 74.09. The quality of the nickel concentrate remained virtually unchanged, and the total consumption of butyl xanthate as a result of more intense oxidation increased to 250 g / t of solid fuel. in nutrition. This experiment indicates that the enrichment of the aerating gas mixture with elemental oxygen in excess of the stated limit (45 vol.%) Is impractical.

В целом анализ полученных результатов показывает, что использование предлагаемого способа для флотации пентландита из пирротинсодержащих материалов по сравнению с прототипом (оп.1) позволяет при оптимальном соотношении параметров первой стадии флотации (оп. 2, 13, 18-20) повысить извлечение в никелевый концентрат никеля на 1,80-2,17%; меди на 1,45-2,11%; суммы платиновых металлов на 2,99-5,16%. Одновременно без ухудшения качества никелевого концентрата снижается расход флотореагентов ДМДК на 42 отн.%; ксантогената на 4,2-12,5 отн.%; вспенивателя Т-80 на 33,3 отн.%. Кроме того, предложенная двухстадийная схема флотации пентландита позволит избежать значительных недостатков, свойственных трехстадийной схеме способа-прототипа. In General, the analysis of the results shows that the use of the proposed method for flotation of pentlandite from pyrrhotite-containing materials in comparison with the prototype (op.1) allows for an optimal ratio of the parameters of the first stage of flotation (op. 2, 13, 18-20) to increase the extraction in nickel concentrate nickel by 1.80-2.17%; copper by 1.45-2.11%; the amount of platinum metals at 2.99-5.16%. At the same time, without impairing the quality of the nickel concentrate, the consumption of DMDC flotation reagents is reduced by 42 rel. xanthate by 4.2-12.5 rel.%; T-80 blowing agent by 33.3 rel.%. In addition, the proposed two-stage scheme of flotation of pentlandite will avoid the significant disadvantages inherent in the three-stage scheme of the prototype method.

Claims

1. A method of flotation of pentlandite from polymetallic pyrrhotite-containing materials, including pretreating the pulp of the material in a lime medium with a dithiocarbamic acid salt, conditioning with a sulfhydryl collector and blowing agent, and stepwise flotation of pentlandite in foam products with continuous aeration of the pulp with oxygen-containing gas, which the first stage is carried out for 24-32 minutes, and the pulp aeration with oxygen-containing gas is carried out at m ssovom ratio of elemental oxygen, alkali salts of dithiocarbamic acids and pyrrhotite 1: (0,02-0,11) (140-215).

2. The method according to claim 1, characterized in that as an oxygen-containing gas using a mixture containing 15-45 vol. % elemental oxygen and gases inert to this system.

3. The method according to PP.1 and 2, characterized in that as an oxygen-containing gas, the exhaust gas of the process of autoclave-oxidative oxygen leaching of pyrrhotite materials is used.