RU2241545C2 - Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд - Google Patents

Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд Download PDF

Info

Publication number
RU2241545C2
RU2241545C2 RU2003102302/03A RU2003102302A RU2241545C2 RU 2241545 C2 RU2241545 C2 RU 2241545C2 RU 2003102302/03 A RU2003102302/03 A RU 2003102302/03A RU 2003102302 A RU2003102302 A RU 2003102302A RU 2241545 C2 RU2241545 C2 RU 2241545C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
flotation
copper
nickel
metals
oil
Prior art date
Application number
RU2003102302/03A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2003102302A (ru
Inventor
Б.А. Захаров (RU)
Б.А. Захаров
Л.И. Алексеева (RU)
Л.И. Алексеева
Р.И. Исмагилов (RU)
Р.И. Исмагилов
А.А. Яценко (RU)
А.А. Яценко
нц Г.Р. Погос (RU)
Г.Р. Погосянц
Н.А. Колпаков (RU)
Н.А. Колпаков
К.А. Пристанский (RU)
К.А. Пристанский
И.С. Демиденко (RU)
И.С. Демиденко
З.И. Матвиенко (RU)
З.И. Матвиенко
М.В. Кожанова (RU)
М.В. Кожанова
Original Assignee
Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель" filed Critical Открытое акционерное общество "Горно-металлургическая компания" "Норильский никель"
Priority to RU2003102302/03A priority Critical patent/RU2241545C2/ru
Publication of RU2003102302A publication Critical patent/RU2003102302A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2241545C2 publication Critical patent/RU2241545C2/ru

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование: обогащение полезных ископаемых, в частности, флотационное обогащение сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы. Технический результат - повышение извлечений цветных и драгоценных металлов в коллективный концентрат за счет использования сульфгидрильных собирателей с усиленной флотационной активностью. Способ включает измельчение и кондиционирование руды в присутствии сульфгидрильного собирателя - дитиокарбоната, введение в первую стадию флотации маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное флотационное выделение сульфидов меди и никеля в пенные продукты, обогащенные металлами платиновой группы, а минералов пустой породы - в отвальные хвосты. Перед введением на первую стадию флотации маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов смешивают с соединением из группы дитиофосфатов при температуре от 10 до 60°С при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и соединения из группы дитиофосфатов 1:(30-250), а затем во флотационной пульпе массовое отношение дитиокарбоната и дитиофосфата поддерживают равным (0,5-2,5):1. 1 табл.

Description

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности, к флотационному обогащению сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, и может быть использовано при коллективной флотации сульфидов из полиметаллических руд, а также в комбинированных автоклавно-флотационных технологиях обогащения сульфидного сырья.
Известен способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий одностадиальное измельчение и кондиционирование руды в присутствии сульфгидрильного собирателя из группы дитиокарбонатов, введение на первую стадию флотации сульфгидрильного собирателя из группы дитиофосфатов и постадийное выделение сульфидов в коллективный концентрат, а нерудных минералов - в отвальные хвосты (Блатов И.А. Обогащение медно-никелевых руд. -М.: ГУП Издательский дом “Руда и металлы”, 1998, стр.139, рис. 3.13) - аналог.
Недостатками известного способа являются повышенные потери сульфидов никеля с отвальными хвостами и увеличение количества (выхода) бедного по содержаниям никеля и меди коллективного концентрата, который разубожен пустой породой, что затрудняет получение из данного продукта качественных медного и никелевого концентратов, увеличивая объем сульфидной массы, направляемой на пирометаллургическую переработку.
Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий одностадиальное измельчение и кондиционирование руды в присутствии сульфгидрильного собирателя из группы дитиокарбонатов - бутилового ксантогената калия и постадийную подачу во флотационную пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов, например, сульфоната кальция (реагент ДП-4) и вспенивателя. При этом из флотационной пульпы, в присутствии смеси реагентов:бутилового ксантогената калия, ДП-4 и вспенивателя, постадийно, методом флотации выделяют коллективный концентрат в виде пенного продукта, а камерным продуктом флотационного цикла являются минералы пустой породы - отвальные хвосты (Яценко А.А., Алексеева Л.И., Салайкин Ю.А. и др.//Цветные металлы. - 1999. - N 2 - C.11-13) - прототип.
Недостатком известного способа является низкий уровень извлечения сульфидов никеля и связанных с ними изоморфно платиновых металлов в коллективный концентрат из вкрапленных руд, содержащих легкошламующие минералы пустой породы. Указанный недостаток обусловлен относительно низкой универсальностью реагентного режима в отношении флотационных пульп с пониженным содержанием твердого (менее 30%). В подобных случаях возникает необходимость в повышенных расходах реагентов - бутилового ксантогената и вспенивателя, что в свою очередь приводит к созданию крупнодисперсной, устойчивой пены, из которой сульфидоносные шламы (менее 20 мкм) вытесняются легкофлотируемыми тонкими нерудными минералами, и, как следствие, увеличиваются потери ценных компонентов с отвальными хвостами.
Другим недостатком известного способа является то, что использование сочетания реагентов, особенно при повышенных расходах, затрудняет последующую селекцию сульфидных минералов меди и никеля из коллективного концентрата, что приводит к снижению извлечений металлов в одноименные концентраты.
Задача, решаемая изобретением, заключается в оптимизации флотационного процесса обогащения сульфидных медно-никелевых руд, за счет усиления действия и флотационной активности сульфгидрильных собирателей.
Технический результат, достигаемый при использовании изобретения, состоит в повышении извлечений цветных и драгоценных металлов в коллективный концентрат за счет использования сульфгидрильных собирателей с усиленной флотационной активностью.
Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающем измельчение и кондиционирование руды в присутствии сульфгидрильного собирателя - дитиокарбоната, введение в первую стадию флотации маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов меди и никеля в пенные продукты, а минералов пустой породы - в отвальные хвосты, согласно изобретению, перед введением на первую стадию флотации маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов смешивают с соединением из группы дитиофосфатов при температуре от 10 до 60°С при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и соединения из группы дитиофосфатов 1:(30-250), при этом массовое отношение дитиокарбоната и дитиофосфата во флотационной пульпе поддерживают равным (0,5-2,5):1.
В процессе создания изобретения было установлено, что при коллективной схеме флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд наиболее высокие показатели получаются в случае подачи в первую стадию флотации маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов, смешанных с сульгидрильным собирателем - дитиофосфатом (например, бутиловым аэрофлотом натрия). При этом значимыми являются температурные режимы, при которых происходит смешивание маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов с дитиофосфатом и массовое отношение компонентов получаемой при этом смеси реагентов. Кроме того, на качественные показатели флотационного обогащения влияет также и массовое отношение дитиокарбоната, поступающего во флотационную пульпу на стадиях измельчения и кондиционирования, и дитиофосфата, поступающего на первую стадию флотации в составе смеси с маслорастворимыми сульфонатами щелочноземельных металлов.
Экспериментально установлено, что при температуре смешивания маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов с дитиофосфатами менее 10°С, снижается эффективность действия указанных реагентов, входящих в состав смеси, причем потери цветных и драгоценных металлов с отвальными хвостами выше, чем в способе-прототипе. При повышении температуры более 60°С активность дитиофосфата снижается, что приводит к резкому увеличению расхода данного реагента и к снижению избирательности действия соединения из реагентов, полученных в результате смешивания маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов с дитиофосфатами, в результате чего заметно снижается качество коллективного концентрата.
Опытным путем, с учетом минерально-структурных и гранулометрических характеристик исходного сырья и кондиций на флотоконцентраты, установлено, что массовое отношение в смеси маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и соединения из группы дитиофосфатов, равное 1:(30-250), является оптимальным для последующей флотации сульфидов. За пределами указанного соотношения технологические показатели снижаются. Так, при соотношении более 1:30 увеличивается выход (количество) коллективного концентрата, но содержание в нем ценных компонентов снижается. При соотношении менее 1:250 увеличиваются потери ценных компонентов с отвальными хвостами. Для предотвращения снижения качественных показателей флотационного процесса требуется значительно повысить расход дитиокарбоната, подаваемого в измельчение и кондиционирование руды перед первой стадией флотации.
Также необходимо создание во флотационной пульпе определенного соотношения между дитиокарбонатом (бутиловым ксантогенатом калия) и дитиофосфатом (бутиловым аэрофлотом натрия), которое обеспечивает получение стабильной флотационной пены требуемого качества для флотационных пульп с содержанием твердого в широком диапазоне (25-40%). Опытным путем установлено, что оптимальным является массовое отношение дитиокарбоната и дитиофосфата, равное (0,5-2,5:1). При массовом отношении менее 0,5:1 снижается количество и минерализация флотационной пены, что приводит к увеличению содержания полезных компонентов в отвальных хвостах, причем потери ценных компонентов с отвальными хвостами на уровне или выше, чем в способе-прототипе. При увеличении массового отношения более 2,5:1 образуется устойчивая, крупнодисперсная пена, в которой присутствуют шламы легкофлотируемых минералов пустой породы, вытесняющие частицы сульфидных минералов, и, как следствие, снижаются содержания и извлечения полезных компонентов в коллективный концентрат.
При проведении исследований установлено, что эффективность собирательного действия смеси реагентов, полученных в результате смешивания при определенных параметрах маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов с дитиофосфатом, сохраняется при изменении содержания твердого в питании первой стадии коллективной флотации в широком диапазоне (от 20 до 40% твердого). Это обусловлено тем, что полученная смесь реагентов обладает способностью образовывать на поверхностях сульфидных минералов цветных металлов и на минеральных формах благородных металлов гидрофобные пленки, одновременно сорбируя на них дитиофосфат, что резко повышает избирательность и эффективность действия применяемой смеси реагентов. Эффективность избирательного действия смеси реагентов, используемых в предлагаемом способе, обусловлена физико-химическими особенностями полученной смеси маслорастворимых сульфонатов и дитиофосфата и химическими процессами, происходящими при ее взаимодействии с компонентами флотационной системы. Ввод маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов обеспечивает создание гидрофобных пленок как на поверхности высокодисперсных, так и грубодисперсных минеральных частиц, при этом одновременно введенный сульфгидрильный собиратель - дитиофосфат позволяет достичь селективного извлечения сульфидов цветных металлов, а также связанных с ними изоморфно и в минеральной форме благородных металлов в пенный продукт. Благодаря этому полученная смесь реагентов обладает избирательным действием как по отношению к полиметаллическим сульфидам, так и к изоморфно связанным с ними металлам платиновой группы, а также к собственным минеральным формам благородных металлов, что способствует выводу в коллективный концентрат даже тонких ошламованных частиц ценных компонентов, находящихся как в обводненных, так и в более плотных пульпах. Поэтому объектами для использования заявляемой смеси реагентов могут являться как сульфидосодержащие материалы с повышенным содержанием тонкодисперсных частиц, так и грубодисперсные полиминеральные сростки и крупные зерна извлекаемых минералов: вкрапленные и медистые руды медно-никелевых месторождений, малосульфидные руды, содержащие изоморфные и минеральные формы благородных металлов и др. материалы.
Дитиокарбонат (бутиловый ксантогенат калия), введенный в голову процесса обогащения, при последующем селективном разделении коллективного концентрата на медный и никелевый, необходимо десорбировать с поверхности сульфидных минералов, т.к. он является сильным собирателем, нарушающим селекцию никелевых и медных минералов. Благодаря наличию во флотационной пульпе дополнительного собирателя - дитиофосфата, возможно снижение количества дитиокарбоната, что приводит к улучшению показателей селективного разделения коллективного концентрата.
Сведения об известности отличительных признаков изобретения: смешивания маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов с дитиофосфатом и применения полученной смеси в качестве нового реагента при флотации медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены, что свидетельствует о соответствии заявляемого объекта критерию "Изобретательский уровень".
Эффективность предлагаемого способа является результатом совокупного действия всех отличительных признаков (режимов смешивания маслорастворимых сульфонатов с дитиофосфатами, их соотношением, соотношением дитиокарбоната и дитиофосфата перед первой стадией флотации).
Способ осуществляют следующим образом:
Исходную сульфидную медно-никелевую руду дробят, подвергают мокрому измельчению и кондиционируют с сульфгидрильным собирателем - дитиокарбонатом. На первую стадию флотации в пульпу вводят маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов, смешанные с дитиофосфатом, и вспениватель. Затем, постадийно, флотационными методами выделяют сульфиды в пенные продукты, а минералы пустой породы - в хвосты. Причем, перед введением на первую стадию флотации, маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов смешивают с соединением из группы дитиофосфатов при температуре от 10 до 60°С, при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов и дитиофосфата 1:(30-250). Затем, во флотационной пульпе массовое отношение дитиокарбоната и дитиофосфата поддерживают равным (0,5-2,5):1. При этом содержание твердого во флотационной пульпе составляет от 25 до 40%.
В качестве дитиокарбоната могут быть использованы различные ксантогенаты: бутиловый, амиловый, изобутиловый, изопропиловый; в качестве дитиофосфата - различные аэрофлоты: диалкил- или диарилдитиофосфаты. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов и продукты их содержащие характеризуются высоким индексом вязкости, в связи с чем предусмотрено предварительное смешивание сульфоновых продуктов с органическими разбавителями - низкокипящими нефтяными дистиллятами (бензин, керосин, дизельное топливо), а также смесями дистиллятных и остаточных нефтепродуктов, например, моторные топлива. Сульфонаты или их смеси с разбавителями используют в виде водных эмульсий, например, в виде водной эмульсии с раствором дитиофосфата.
Продукты флотации подвергают объемно-весовым измерениям, опробуют и анализируют на содержания цветных и благородных металлов. По результатам измерений и анализов рассчитывают материальный баланс технологического процесса.
Результаты конкретных примеров использования предлагаемого способа приведены в таблице.
Эксперименты проводили на пробе руды текущей переработки Норильской обогатительной фабрики, являющейся смесью вкрапленных и медистых руд. Состав пробы руды (%): никель - 0,53-0,55, медь - 1,20-1,22, сера - 5,0-5,15, железо - 12,0-12,7, кобальт - 0,022-0,023, сумма платиновых металлов - 6,23-6,25 г/т. Содержание твердого во флотационной пульпе в аналоге и прототипе составляло 40%, что является оптимальным для флотации данного типа руд.
Пример 1 - реализация способа-аналога
Навеску руды измельчали до крупности 50% содержания класса менее 0,074 мм в присутствии сульфгидрильного собирателя дитиокарбоната (бутилового ксантогената калия, расход которого составлял 90 г/т руды) и кондиционированную пульпу загружали во флотационную лабораторную машину механического типа вместимостью 1,5 л и перед первой стадией флотации в пульпу вводили дитиофосфат (бутиловый аэрофлот натрия, расход - 60 г/т руды) и вспениватель Т-80 и проводили последовательно первую и вторую стадии флотации, выделяя в пенный продукт коллективный концентрат, а в камерный продукт - отвальные хвосты. Результаты опыта приведены в таблице. Извлечение в коллективный концентрат составило: никеля - 68,75%, меди - 80,0%, металлов платиновой группы (МПГ) - 69,3%. Выход коллективного концентрата составил 8,5%, при содержании в нем никеля - 4,449%, меди - 11,294%, МПГ - 50,956 г/т, отвальные хвосты при этом содержат никеля - 0,188%, меди - 0,262%, МПГ - 2,097 г/т.
Пример 2 - реализация способа-прототипа
Навеску исходной руды, измельченной до крупности 50% класса менее 0,074 мм в присутствии дитиокарбоната - бутилового ксантогената (расход 130 г/т), и в кондиционированном виде загружали во флотационную машину (параметры оборудования такие же, как в примере 1), добавляя перед первой стадией флотации вспениватель Т-80 и подготовленную тонкодисперсную водную эмульсию, содержащую 0,25 мас.% сульфоната кальция, растворенного в дизельном топливе (присадки ДП-4). Массовое соотношение сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату во флотационной пульпе составляло 0,05:1. После проведения флотационного опыта по 2-стадиальной схеме (аналогичной примеру 1) в пенном продукте получен коллективный концентрат, а камерный продукт - отвальные хвосты. Из результатов, приведенных в таблице, следует, что извлечение ценных компонентов в коллективный концентрат составило, %: никеля - 68,84, меди - 79,44, МПГ - 69,29%. Коллективный концентрат содержит никеля - 4,323%, меди - 11,085%, МПГ - 68,84 г/т.
Пример 3 - предлагаемый способ при пониженном содержании твердого до 25% во флотационной пульпе
Состав руды, оборудование, используемые реагенты - бутиловый ксантогенат, бутиловый аэрофлот, Т-80 и содержание сульфоната кальция в водной эмульсии, измельчение и кондиционирование руды такие же, как в примерах 1 и 2. Отличия состоят в том, что в цикл первой стадии коллективной флотации вводят смесь водных растворов сульфоната кальция с бутиловым аэрофлотом (дитиофосфатом), полученную при температуре 20°С, при этом массовое соотношение сульфоната кальция и бутилового аэрофлота составило 0,010:1, а массовое отношение бутилового ксантогената к бутиловому аэрофлоту во флотационной пульпе составляло 1,5:1. Использование выбранного реагентного режима при указанных соотношениях обеспечило получение высокого уровня целевого извлечения цветных металлов и МПГ в коллективный концентрат даже из флотационной пульпы с пониженным содержанием твердого: никеля - 71,28%, меди - 82,72%, МПГ - 71,05%. При этом и качество коллективного концентрата по сравнению с прототипом значительно улучшилось, содержания металлов составило: никеля - 4,78%, меди - 12,105%, МПГ - 53,981 г/т.
Пример 4 - предлагаемый способ при содержании твердого во флотационной пульпе 40%
Состав руды, оборудование, применяемые реагенты, режимы их смешивания и соотношения во флотационной пульпе такие же, как в примере 3. Отличием является только процентное содержание твердого во флотационной пульпе. Полученный при этом уровень целевого извлечения металлов в коллективный концентрат превышает результаты, полученные в прототипе, и составляет: никеля - 71,85%, меди - 83,27%, МПГ - 72,27%. Качество коллективного концентрата при этом так же значительно улучшилось, содержания металлов составили: никеля - 4,91%, меди - 12,88%, МПГ - 57,18 г/т.
Примеры 5 и 6 - предлагаемый способ
Состав руды, оборудование, измельчение, кондиционирование, содержание твердого во флотационной пульпе, используемые реагентные режимы, соотношение реагентов такие же, как в примере 4. Отличиями являются граничные значения температуры смешивания водных растворов сульфоната кальция и бутилового аэрофлота перед подачей во флотационную пульпу, равные 10 и 60°С. Полученный при этом уровень целевого извлечения металлов в коллективный концентрат сохраняется выше, чем в способе-прототипе, и составляет: по никелю - 70,92-71,5%, по меди - 81,7-81,75%, по МПГ - 70,09-70,43%. Содержание металлов в коллективном концентрате так же сохранилось выше, чем в способе-прототипе, и составило: никеля - 4,97-4,65%, меди - 12,84-11,87%, МПГ - 56,74-52,24 г/т.
Примеры 7, 8 предлагаемого способа
Оборудование, условия измельчения, кондиционирования, флотации и реагентные режимы такие же, как в примере 4. Отличия состоят в том, что смесь реагентов сульфоната кальция с бутиловым аэрофлотом готовили при температуре 8 и 65°С, т.е. за пределами предлагаемых значений. При данных температурных режимах приготовления смеси реагентов полученный уровень извлечений металлов в коллективный концентрат ниже, чем в прототипе, что обусловлено снижением эффективности действия смеси сульфоната кальция с бутиловым аэрофлотом. Извлечение в коллективный концентрат составило, %: никеля - 67,61-67,93, меди - 78,0-78,68, МПГ - 68,41-69,1, при этом содержания металлов в коллективном концентрате снизились по сравнению с примером 4 и составили: никеля - 4,47-4,25%, меди - 11,59-10,91%, МПГ - 68,41-69,1%.
Примеры 9, 10 предлагаемого способа
Оборудование, условия измельчения, кондиционирования, флотации и применяемые реагенты такие же, как в примере 4. Отличиями являются соотношения сульфоната кальция с бутиловым аэрофлотом в приготовляемой смеси, равные 1:30=0,033 и 1:250=0,004 и являющиеся граничными значениями соотношений указанной смеси реагентов. При указанных соотношениях смеси реагентов, подаваемых в первую стадию флотации, полученные результаты выше, чем в способе прототипе как по уровню извлечений металлов в коллективный концентрат, так и по содержаниям металлов в нем. Получен коллективный концентрат с извлечениями в него никеля - 69,4-69,6%, меди - 80,84-80,7%, МПГ - 70,94-70,5%, содержащий 4,308 - 4,422% никеля, 11,15-11,393% меди и 50,8-51,838 г/т МПГ.
Примеры 11, 12 предлагаемого способа
Оборудование, условия измельчения, кондиционирования и флотации, используемые реагенты такие же, как в примере 4. Отличиями являются соотношения сульфоната кальция с бутиловым аэрофлотом в используемой при флотации смеси реагентов и выходящие за границы предлагаемого соотношения: 1:25=0,04 (пример 11) и 1:300=0,003 (пример 12). Полученные при данных условиях показатели флотации снижаются и становятся ниже, чем в прототипе, что обусловлено снижением избирательности и эффективности действия смеси реагентов. Получен коллективный концентрат при извлечении в него никеля 67,13-66,78%, меди - 78,93-77,95%, МПГ - 68,3-67,57% и содержащий 3,88-4,807% никеля, 10,13-12,47% меди, 45,7-56,22 г/т МПГ.
Примеры 13, 14 предлагаемого способа
Оборудование, условия измельчения, кондиционирования, флотации и реагентные режимы такие же, как в примере 4. Отличиями являются граничные значения соотношений бутилового ксантогената и бутилового аэрофлота, создаваемые во флотационной пульпе и равные 0,5:1 (пример 13) и 2,5:1 (пример 14), Полученные при указанных расходах реагентов технологические показатели флотации сохраняются выше, чем в способе-прототипе. Извлечения металлов в коллективный концентрат составили: никеля - 69,17-71,81%, меди - 79,26-80,73%, МПГ - 69,4-70,03%, при содержании в нем 4,5-4,4% никеля, 11,67-11,2% меди и 53,136 - 50,6 г/т МПГ.
Примеры 15, 16 предлагаемого способа
Оборудование, условия измельчения, кондиционирования, флотации и применяемые реагенты такие же, как в примере 4. Отличиями являются значения соотношений между бутиловым ксантогенатом и бутиловым аэрофлотом во флотационной пульпе, выходящие за пределы предлагаемого соотношения: 0,3:1 (пример 15) и 3,0:1 (пример 16). Полученный при этом уровень целевого извлечения металлов в коллективный концентрат значительно ниже, чем в способе-прототипе, и составляет, %: никеля – 65,93–67,96%, меди – 73,33-78,6%, МПГ – 64,24-68,66%. Содержания металлов в коллективном концентрате составляют: 4,45-4,099% никеля, 11,0-10,56% меди, 50,11-47,87 г/т МПГ.
Figure 00000001
Figure 00000002

Claims (1)

  1. Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий измельчение и кондиционирование руды в присутствии сульфгидрильного собирателя - дитиокарбоната, введение в первую стадию флотации маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов меди и никеля в пенный продукт, а минералов пустой порды - в отвальные хвосты, отличающийся тем, что перед введением на первую стадию флотации маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов смешивают с соединением из группы дитиофосфатов при температуре 10-60°С при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и соединения из группы дитиофосфатов 1:(30-250), при этом массовое отношение дитиокарбоната и дитиофосфата во флотационной пульпе поддерживают равным (0,5-2,5):1.
RU2003102302/03A 2003-01-27 2003-01-27 Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд RU2241545C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003102302/03A RU2241545C2 (ru) 2003-01-27 2003-01-27 Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003102302/03A RU2241545C2 (ru) 2003-01-27 2003-01-27 Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2003102302A RU2003102302A (ru) 2004-07-27
RU2241545C2 true RU2241545C2 (ru) 2004-12-10

Family

ID=34387530

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2003102302/03A RU2241545C2 (ru) 2003-01-27 2003-01-27 Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2241545C2 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US8376142B2 (en) 2007-02-07 2013-02-19 Cytec Technology Corp. Dithiocarbamate collectors and their use in the beneficiation of mineral ore bodies

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Цветные металлы. 1999, № 2, с. 11-13. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US8376142B2 (en) 2007-02-07 2013-02-19 Cytec Technology Corp. Dithiocarbamate collectors and their use in the beneficiation of mineral ore bodies

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2343987C1 (ru) Способ флотационного обогащения текущих шламов, получаемых при отмывке сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд
US6210648B1 (en) Method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
US4585548A (en) Recovery of metal values from mineral ores by incorporation in coal-oil agglomerates
EA020884B1 (ru) Способ восстановления золота из тугоплавких сульфидных руд
EA000902B1 (ru) Способ переработки тугоплавких золотосодержащих сульфидных руд, включающий получение сульфидного концентрата
US3796308A (en) Bacterial oxidation in upgrading sulfidic ores and coals
Yessengaziyev et al. The usage of basic and ultramicroheterogenic flotation reagents in the processing of technogenic copper-containing raw materials
OTSUKI et al. Characterisation and beneficiation of complex ores for sustainable use of mineral resources: Refractory gold ore beneficiation as an example
US11400458B2 (en) Process and equipment assembly for beneficiation of coal discards
RU2241545C2 (ru) Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд
Aydın et al. Kinetic modelling and optimization of flotation process of electrum
RU2339455C1 (ru) Способ извлечения ценных компонентов из золотосодержащих сульфидных руд
US4556545A (en) Method for conditioning phosphate ores
RU2254931C2 (ru) Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд
RU2393925C1 (ru) Способ флотационного разделения сульфидов, включающих благородные металлы из полиметаллических железосодержащих руд, и композиционный материал для его реализации
RU2167001C2 (ru) Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы
RU2452584C2 (ru) Способ флотационного извлечения тонкодисперсного золота
Semushkina et al. About a possibility of processing of technogenic waste with use of the new equipment and flotoreagent
RU2623851C1 (ru) Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов
RU2108167C1 (ru) Способ селективной флотации пентландита в щелочной среде из материалов, содержащих пирротинсульфиды
AU561986B2 (en) Mineral separation
US1281018A (en) Process of concentrating ores.
RU2057592C1 (ru) Способ извлечения золота и металлов платиновой группы из шлиховых концентратов
RU2775219C1 (ru) Способ флотационного извлечения меди и молибдена
WO1985002791A1 (en) Recovery of metal values from mineral ores as seeded hydrocarbon oil agglomerates

Legal Events

Date Code Title Description
MZ4A Patent is void

Effective date: 20090713