RU2254931C2 - Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд - Google Patents

Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд Download PDF

Info

Publication number
RU2254931C2
RU2254931C2 RU2003123085/03A RU2003123085A RU2254931C2 RU 2254931 C2 RU2254931 C2 RU 2254931C2 RU 2003123085/03 A RU2003123085/03 A RU 2003123085/03A RU 2003123085 A RU2003123085 A RU 2003123085A RU 2254931 C2 RU2254931 C2 RU 2254931C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
nickel
copper
flotation
floatation
minerals
Prior art date
Application number
RU2003123085/03A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2003123085A (ru
Inventor
И.Н. Храмцова (RU)
И.Н. Храмцова
П.М. Баскаев (RU)
П.М. Баскаев
Н.Г. Кайтмазов (RU)
Н.Г. Кайтмазов
Б.А. Захаров (RU)
Б.А. Захаров
нский И.В. Вол (RU)
И.В. Волянский
Т.Р. Тинаев (RU)
Т.Р. Тинаев
А.С. Цымбал (RU)
А.С. Цымбал
В.В. Гоготина (RU)
В.В. Гоготина
Л.В. Панфилова (RU)
Л.В. Панфилова
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 RU2003123085/03A priority Critical patent/RU2254931C2/ru
Publication of RU2003123085A publication Critical patent/RU2003123085A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2254931C2 publication Critical patent/RU2254931C2/ru

Links

Abstract

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению медно-никелевых руд, содержащих минералы меди, никеля, железа. Способ позволяет упростить технологическую схему флотации медно-никелевой руды, повысить полноту извлечения ценных компонентов как в коллективный, так и в селективный никелевый концентрат и сократить потери ценных компонентов с отвальными хвостами. Способ включает измельчение руды до содержания в исходном питании медной флотации класса менее 0,045 мм от 55 до 75%, аэрацию пульпы, флотацию минералов меди в присутствии собирателя и вспенивателя. Затем хвосты основной медной флотации поступают в цикл коллективной флотации, где извлекаются все сульфидные минералы и автономно выводятся породные хвосты, которая осуществляется в слабощелочной среде при рН 8,5÷9,2 с подачей органической серосодержащей добавки и дитиокарбамата, ксантогената, дитиофосфата при массовом соотношении 1 : (1,25÷3,75) : (2,5÷5,75) : (0,38÷0,88) или дитиокарбамата, ксантогената, вспенивателя при массовом соотношении органической серосодержащей добавки, дитиокарбамата, ксантогената и вспенивателя 1 : (1,25÷3,75) : (2,5÷5,75) : (0,25÷1,0). Последующее селективное выделение пентландита и пирротина в целевые концентраты осуществляется в присутствии короткоцепочного собирателя после предварительной щелочной обработки пульпы при рН 10,2÷10,5. 1 табл.

Description

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности флотационному обогащению медно-никелевых руд, и может быть использовано при флотационном обогащении других материалов, содержащих минералы меди, никеля и железа.
Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий измельчение руды до содержания в пульпе класса крупности менее 0,045 мм - 58-60%, флотацию минералов меди в присутствии собирателя и вспенивателя с получением “грубого” 1-го медного концентрата, представленного в основном легкофлотирующимися свободными зернами халькопирита, последующую коллективную медно-никелевую флотацию в присутствии собирателя, вспенивателя и депрессора пирротина с получением медно-никелевого концентрата и камерного продукта, содержащего пирротин и породные компоненты. Цикл разделения коллективного концентрата и получение селективных никелевого и 2-го медного концентратов проводят после его доизмельчения и десорбции ксантогената в условиях аэрационного кондиционирования в высокощелочной среде (Малиновская И.Н., Баскаев П.М., Острожная Е.Е. // Цветные металлы. - 1994. - №12. - С.62-64).
Важным преимуществом известного способа является возможность получения высококачественного никелевого концентрата с массовой долей никеля - 11,21%. Это достигается эффективным отделением никеленосных минералов от медных, путем применения длительного, в течение 30 мин, кондиционирования медно-никелевого концентрата и двухстадиальной аэрации, продолжительностью 15 и 5 мин.
Недостатком известного способа является сравнительно низкое - не более 58% извлечение никеля в целевой продукт обогащения - никелевый концентрат.
Другим недостатком известного способа является значительное расширение парка флотационных машин для проведения длительных операций подготовки коллективного концентрата перед его разделением.
Наиболее близкими к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, включающий измельчение исходной руды до содержания в пульпе класса менее 0,045 мм 80-83%, последовательное 3-стадиальное флотационное выделение пентландита из камерного пирротинсодержащего промпродукта цикла селективной медной флотации, который обрабатывают щелочной солью дитиокарбоминовой кислоты (карбоматом МН) в известковой среде (рН 10.5), кондиционируют с бутиловым ксантогенатом и 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. При этом в цикле выделения никелевого концентрата для аэрирования пульпы используют технический азот или воздух (Рыбас В.В., Иванов В.А., Волков В.И. и др. // Цветные металлы. - 1995. - №6. - С.37-39) - прототип.
Введение стадии выделения никелевой “головки” и ее объединение с богатым никелевым концентратом позволяет существенно повысить сквозное извлечение никеля в готовый никелевый концентрат - до 70% (Новые технологии в обогащении руд НПР и возможные изменения материальных потоков сырья и промпродуктов на обогатительно-металлургических предприятиях АО “Норильский комбинат” // Технологический регламент. - Норильск, 1995. - С.1-25. /ДСП/). Повышение извлечения никеля в данном случае достигается в основном за счет перераспределения пентландита между никелевым и пирротиновым концентратами, что обеспечивает снижение массы цветных металлов, поступающей в цикл гидрометаллургической переработки, и, соответственно, сокращение их безвозвратных потерь с отвальными железогидратными хвостами автоклавной технологии.
Вместе с тем, известный способ также обладает целым рядом недостатков.
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.
Отрицательным моментом в известном способе является то, что измельчение исходной руды перед ее обогащением ведется до содержания класса менее 0,045 мм 80-83% сразу в “голове” процесса, что приводит к переошламованию “мягких” халькопирита и пентландита и их безвозвратным потерям с отвальными продуктами.
Другим недостатком известного способа является повышенный расход дорогостоящих реагентов (бутилового ксантогената и карбомата МН), связанный с наличием цикла перечистки никель-пирротинового продукта для получения никелевой “головки”.
Кроме того, использование для аэрирования пульпы технического азота, содержащего всего ~5% O2, заметно активизирует флотацию тонких классов пирротинсульфидов. 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 (Лабораторные испытания технологии обогащения с реагентом ДМДК при использовании воздуха и азота на богатых пирротиновых рудах // Сообщение ТЛО-7-95 СП. - Норильск, 1995. - 35 с. /ДСП/).
Задача, решаемая изобретением, заключается в упрощении технологической схемы флотации медно-никелевой руды, сокращении применяемых реагентов и повышении полноты извлечения ценных компонентов в никелевый концентрат.
Сущность изобретения заключается в том, что в способе обогащения медно-никелевых руд, включающем измельчение, аэрацию пульпы, флотацию минералов меди в присутствии собирателя и вспенивателя, селективное выделение пентландита и пирротина в целевые концентраты в присутствии короткоцепочного собирателя после предварительной щелочной обработки пульпы при рН 10,2-10,5, согласно изобретению получение медного, никелевого, пирротинового концентратов и отвальных хвостов осуществляют при содержании в исходном питании медной флотации класса менее 0,045 мм от 55 до 75%, при этом циклам селективного выделения никелевого и пирротинового концентратов предшествует коллективная флотация сульфидных минералов с автономным выводом породных хвостов, которая проводится в слабощелочной среде при рН 8,5-9,2 и использовании в коллективной флотации органической серосодержащей добавки и собирателей: дитиокарбамата, ксантогената, дитиофосфата при массовом соотношении 1:(1,25-3,75):(2,5-5,75):(0,38-0,88) или дитиокарбамата, ксантогената, вспенивателя при массовом соотношении органической серосодержащей добавки, дитиокарбамата, ксантогената и вспенивателя 1:(1,25-3,75):(2,5-5,75):(0,25-1,0).
Наиболее доступным из дитиокарбаматов - производных дитиокарбиновой кислоты H2NCS2H - является диметилдитиокарбамат натрия (ДМДК).
В качестве органической серосодержащей добавки используют маслорастворимые сульфокислоты и/или соли сульфокислот - маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов. В данном способе используется сульфонатная присадка ДП-4 (ТУ 0257-003-13230476-94), являющаяся концентратом малорастворимых сульфонатов кальция, полученных на базе тяжелого масляного дистиллята.
Другим отличием способа является то, что вместо дитиофосфата используют вспениватель, 1:(1,25-3,75):(2,5-5,75):(0,25-1,0).
Экспериментально доказано, что предлагаемый способ позволяет исключить из схемы флотации пентландита стадию выделения богатой никелевой “головки” без снижения извлечения цветных металлов в готовый никелевый концентрат или ухудшения его качества по сравнению со способом-прототипом. Более того, измельчение руды перед обогащением в “голове” технологического процесса до содержания класса менее 0,045 мм в диапазоне 55-75% вместо 80%, как в способе-прототипе, позволяет существенно уменьшить количество тонких (менее 0,019 мм), труднофлотируемых частиц сульфидных минералов, которые из-за своей невысокой флотоактивности не извлекаются в пенные продукты (концентраты), а остаются в камере, безвозвратно теряясь с отвальными хвостами. Поэтому предлагаемая оптимальная тонина помола исходного сырья обеспечивает достижение более высоких качественно-количественных показателей обогащения медно-никелевой руды.
При измельчении руды до содержания класса менее 0,045 мм менее 55% происходит недораскрытие сростков целевых минералов, что приводит к нарушению селективности процессов выделения медного и никелевого концентратов и, как следствие, ухудшению их качества.
В целях повышения эффективности группового отделения сульфидов от минералов породы в цикле коллективной флотации авторы предлагают использование сочетания сульфгидрильных реагентов собирателей дитиокарбамата, ксантогената, дитиофосфата, в результате которого образуются смешанные разнолигандные дисульфиды с общей формулой C4H9OCS2S2R, где R: -СН3ОС, (C2H5)2CN, (изо-С3Н7O)2Р (Соложенкин П.М., Копиця Н.И., Комаров Ю.И. и др. К вопросу о взаимодействии сочетания флотационных реагентов с сульфидными минералами. - В кн. Современное состояние и перспективы развития теории флотации. М.: Наука, 1979, с.94-106). Специальными опытами показано, что смешанные дисульфиды более эффективны при флотации различных минералов, чем обычные диксантогениды. При этом увеличивается скорость флотации, а максимальное извлечение минералов в пенный продукт в присутствии смешанного дисульфида достигается при значительно меньшем расходе реагентов.
Это объясняется различной адсорбционной активностью неоднородной поверхности минералов по отношению к различным собирателям. Смешанные дисульфиды активно восстанавливаются на поверхности сульфидных минералов. Они имеют несимметричное строение. Это приводит к перераспределению электронной плотности на радикалах, входящих в их состав, увеличению электронной плотности на тионной сере и к повышению химической активности дисульфидов (Соложенкин П.М. Изучение взаимодействия реагентов с минералами методами магнитной радиоспектроскопии. - В кн.: Физико-химические основы теории флотации. М.: Наука, 1983, с.89-101).
Согласно результатам кинетических опытов, в качестве реагента, существенно увеличивающего скорость флотации частиц крайних размеров (крупных и тонких) извлекаемых минералов и их сростков с другими сульфидными минералами, в настоящем изобретении предложены нефтеорганические маслорастворимые сульфокислоты и/или их соли - маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов (органические серосодержащие добавки).
Экспериментально установлено, что применение органической серосодержащей добавки в сочетании с сульфгидрильными собирателями сопровождается эффектом синергизма, выражающегося в том, что воздействие указанной комбинации реагентов на флотацию сульфидных минералов, особенно пентландита, оказывается значительно большим, чем можно было ожидать при их аддитивном действии. Эффект избирательной активации пентландита в данном процессе, по-видимому, обусловлен энергетически выгодной сорбцией маслорастворимых сульфосоединений на его поверхности, которые до подачи сульфгидрильных собирателей образуют гидрофобные покрытия (подложки), обеспечивающие эффективное и прочное закрепление последних.
Массовое соотношение указанных реагентов является одним из основных факторов, определяющих технологические показатели флотации. Оно зависит от целого ряда параметров процесса: структурно-минералогических и дисперсно-флотационных характеристик исходного питания флотации, аэрационных характеристик оборудования и ДР.
Конкретное соотношение реагентов подбирают эмпирическим путем, варьируя их расходы, в зависимости от заданного состава коллективного концентрата и отвальных хвостов. Получаемый в результате коллективной флотации концентрат направляют в никелевый цикл, где в пенный продукт выделяется селективный никелевый концентрат. Из камерного продукта основной никелевой флотации выделяют никель-пирротиновый концентрат и бедный пирротиновый продукт, который в смеси с породными хвостами коллективной флотации направляется на складирование в хвостохранилище. Качество и количество селективных никелевого и пирротинового концентратов тесно коррелирует с качественным составом коллективного концентрата.
За пределами указанных диапазонов применяемых реагентов результаты использования предлагаемого способа резко снижаются: при соотношении реагентов выше верхнего предела ухудшается качество коллективного и, как следствие, - никелевого концентрата по сравнению с прототипом из-за их разубоживания породными компонентами. Кроме того, при повышенном расходе серосодержащей добавки появляются сложности при разделении минералов в цикле последующей никелевой флотации. При соотношении реагентов ниже нижнего предела резко снижается извлечение цветных металлов, как в коллективный, так и в селективные концентраты.
Сведения об использовании предлагаемого технического решения при флотации сульфидных медно-никелевых руд при изучении научно-технической и патентной литературы не выявлены, что свидетельствует о соответствии заявляемого способа критерию “Изобретательский уровень”.
Способ осуществляют следующим образом.
Исходную медно-никелевую руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,045 мм - 55-75% с использованием оборотной воды ТОФ при соотношении Т:Ж=2:1. Полученную пульпу аэрируют в присутствии собирателя в течение 20 минут, флотируют минералы меди в пенный продукт в присутствии собирателя и вспенивателя, в результате чего получают черновой медный концентрат, который перечищают в присутствии неорганического депрессора (бисульфита натрия) и получают готовый медный концентрат.
Камерный продукт медной флотации поступает в цикл коллективной флотации, задача которой - выделение всех сульфидных минералов в пенный продукт (коллективный концентрат) с автономным выводом породных хвостов. Коллективную флотацию проводят при подаче ДП-4 и собирателей: ДМДК, ксантогената и дитиофосфата / или вспенивателя в слабощелочной среде при рН 8,5-9,2 и массовом соотношении 1:(1,25-3,75):(2,5-5,75):(0,38-0,88) или 1:(1,25-3,75):(2,5-5,75):(0,25-1,0) соответственно. Выделенный коллективный концентрат подвергают предварительной щелочной обработке при рН 10,2-10,5 для депрессии пирротисульфидов и в присутствии короткоцепочного собирателя флотируют пентландит, в результате чего получают селективный никелевый концентрат и пирротинсодержащий продукт, из которого при подаче собирателей выделяют готовый пирротиновый концентрат и бедный пирротиновый продукт, который является отвальным и подлежит складированию.
В зависимости от особенностей генезиса и химико-минералогического состава сырья, степени окисленности минералов, соотношения полезных компонентов, характера сопровождающей породы и других минерально-технологических факторов, в качестве депрессора пирротинсульфидов могут быть использованы: известь, карбамидоформальдегидная смола, а также другие селективные депрессоры пирротинов и их различные комбинации.
В качестве сульфгидрильного собирателя могут быть использованы различные ксантогенаты (бутиловый, амиловый, гексиловый, изобутиловый, изопропиловый), аэрофлоты (диалкил или диарилдитиофосфаты) и их различные сочетания.
Ввиду того, что маслорастворимые сульфосоединения и продукты, их содержащие, характеризуются высоким индексом вязкости, в предлагаемом способе предусмотрено смешивание сульфоновых соединений (кислот, щелочноземельных солей) с органическими разбавителями. В качестве разбавителей могут быть использованы низкокипящие нефтяные дистилляты (бензин, керосин, дизельное топливо), смеси дистиллятных и остаточных нефтепродуктов, например - моторные и жидкотекучие котельные топлива. Выбор разбавителя определяется конкретными условиями процесса обогащения и его доступностью. Сульфосоединения, их смеси с разбавителем, а также сульфосодержащие нефтепродукты используют в виде водных эмульсий, что значительно усиливает эффективность их активирующего действия. В зависимости от особенностей флотации подача сульфосоединений может быть сосредоточенной и дробной; одновременной с подачей сульфгидрильного собирателя и очередной.
Продукты флотации подвергают объемным и весовым измерениям, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс процесса.
Предлагаемый способ описан в конкретных примерах и его результат приведен в таблице.
Пример 1 (опыт 1 таблицы) - реализация способа-прототипа.
Исходную сульфидную медно-никелевую руду измельчали до содержания класса крупности менее 0,045 мм - 83%. Полученную пульпу аэрировали в течение 20 минут в присутствии собирателя - аэрофлота 15 г/т (все удельные расходы реагентов приведены на 1 т твердого в исходном питании флотации), затем проводили основную флотацию медных минералов при подаче аэрофлота и вспенивателя по 5 г/т. Выделенный черновой медный концентрат перечищали в присутствии 1000 г/т неорганического депрессора никелевых минералов и пирротинсульфидов (бисульфита натрия) с получением готового медного концентрата. Затем, осуществляли последовательное 3-стадиальное флотационное выделение пентландита из камерного пирротинсодержащего промпродукта цикла селективной медной флотации, который обрабатывают щелочной солью дитиокарбоминовой кислоты (карбоматом МH - ДМДК) с расходом 400 г/т в известковой среде при рН 10.5 и кондиционируют с 70 г/т бутилового ксантогената. В пенный продукт выделяли пентландит и ассоциированные с ним ценные металлы - богатый никелевый концентрат.
Камерный продукт первой стадии флотации обрабатывали реагентом ДМДК при расходе 100 г/т, бутиловым ксантогенатом - 150 г/т и вспенивателем - 20 г/т.
После этого проводили 2-ую стадию флотации (коллективную никель-пиротиновую флотацию) с получением никель-пирротинового концентрата и общих хвостов, состоящих из компонентов пустой породы и бедного пирротинового продукта.
Никель-пирротиновый концентрат обрабатывали реагентом ДМДК при расходе 50 г/т и бутиловым ксантогенатом при расходе 20 г/т. Затем проводили 3-ю стадию флотации пентландита, получая богатую никелевую “головку” и пирротиновый концентрат.
Выделенную никелевую “головку” смешивали с богатым никелевым концентратом, получая объединенный никелевый концентрат.
Эффективность режима флотации оценивали по химическому составу получаемых продуктов, уровню извлечения ценных металлов в никелевый концентрат, потерям металлов с отвальными хвостами обогащения.
Результаты опыта приведены в таблице. Содержание металлов в объединенном никелевом концентрате составило: никеля - 9,12%; меди - 4,60% при извлечении соответственно - 70,19% и 22,07%. Отвальные хвосты флотации содержали: никеля - 0,62%; меди - 0,10%, при этом потери ценных металлов составили: никеля - 14,33%, меди - 1,38%.
Пример 2 (опыт 2 таблицы) - предлагаемый способ.
Состав исходного питания такой же, как и в примере 1.
Медно-никелевую руду измельчали до содержания класса крупности менее 0,045 мм - 70% с использованием оборотной воды ТОФ при соотношении Т:Ж=2:1. Полученную пульпу аэрировали в течение 20 минут в присутствии собирателя - аэрофлота 15 г/т, затем проводили основную флотацию медных минералов при подаче аэрофлота и вспенивателя по 5 г/т. Выделенный черновой медный концентрат перечищали в присутствии 1000 г/т неорганического депрессора никелевых минералов и пирротинсульфидов (бисульфита натрия) с получением готового медного концентрата. Камерный продукт медной флотации поступал в цикл коллективной флотации, которую проводили при подаче ДП-4 - 40 г/т и собирателей: ДМДК - 100 г/т, ксантогената - 175 г/т и дитиофосфата (аэрофлота) - 25 г/т. Выделенный коллективный концентрат подвергали предварительной щелочной обработке при рН 10,2-10,5 для депрессии пирротисульфидов и в присутствии ДМДК - 400 г/т флотировали пентландит, в результате чего получили селективный никелевый концентрат и пирротинсодержащий продукт, из которого при подаче ксантогената - 25 г/т выделили готовый пирротиновый концентрат и бедный пирротиновый продукт, который является отвальным.
Выбранная оптимальная тонина помола исходной руды перед обогащением обеспечила высокий уровень целевого извлечения никеля в одноименный концентрат - 74,04%, что на 3,85% выше по сравнению с прототипом. При этом качество никелевого концентрата не ухудшилось, содержание в нем ценных металлов составило: никеля - 9,20%, меди - 4,52%. Потери с отвальными хвостами сократились: по никелю - с 14,33 до 13,02%, по меди - с 1,38 до 1,32%.
Пример 3 (опыт 5 таблицы) - предлагаемый способ.
Исходное питание и условия обогащения руды такие же, как и в примере 2. Отличие состоит в том, что коллективная флотация проводилась при использовании сочетания органической серосодержащей добавки и собирателей при их оптимальном соотношении 1:3,25:3,75:0,50. Таким образом, цикл коллективной флотации проводили при подаче ДП-4 - 40 г/т, ДМДК – 130 г/т, ксантогената - 150 г/т и аэрофлота - 20 г/т.
Выбранный реагентный режим обеспечил получение высококачественного никелевого концентрата, содержащего: никеля - 9,25%, меди - 4,57%. Извлечение металлов в никелевый концентрат выше, чем в прототипе: никеля - 74,77%, меди - 23,10%. Извлечение ценных компонентов в отвальные хвосты составило: никеля - 12,86%, меди - 1,29%.
Пример 4 (опыт 8 таблицы) - предлагаемый способ.
Исходное питание, схема и условия обогащения руды такие же, как в примере 3. Отличие состоит в том, что в коллективную флотацию вместо аэрофлота подавали вспениватель с расходом 25 г/т. Массовое соотношение ДП-4, ДМДК, ксантогената и вспенивателя составляло 1:3,25:4,25:0,63.
При этом извлечение ценных компонентов в никелевый концентрат составило: никеля - 74,28%, меди - 22,81%. С хвостами потеряно: никеля - 13,13%, меди - 1,45%.
В таблице приведены примеры, отличающиеся содержанием в исходной пульпе класса крупности 0,045 мм, соотношением применяемых реагентов ДП-4, ДМДК, ксантогената и аэрофлота / или вспенивателя.
Согласно полученным экспериментальным результатам (опыты 2, 5 и 8) предлагаемый способ обеспечивает более высокое извлечение цветных металлов в селективный никелевый концентрат, чем в способе-прототипе, при одновременном повышении его качества.
Сопоставление результатов, полученных в опытах 5 и 8, показывает, что замена аэрофлота на вспениватель не ухудшает технологические показатели коллективной флотации и, следовательно, не снижает качество и количество никелевого концентрата.
Анализ полученных результатов свидетельствует, что использование предлагаемого способа для обогащения сульфидных медно-никелевых руд по сравнению с прототипом (опыт 1) позволяет при оптимальных тонине помола исходного сырья и соотношении применяемых реагентов (опыты 2, 5, и 8) повысить извлечение в никелевый концентрат: никеля - на 4,09-4,58%, меди – на 0,74-1,03%, при повышении содержания в нем целевого металла - никеля на 0,11-0,13%. Одновременно сократились потери никеля с отвальными хвостами на 1,2-1,47%.
Figure 00000001
Figure 00000002
Figure 00000003

Claims (1)

  1. Способ обогащения медно-никелевых руд, включающий измельчение, аэрацию пульпы, флотацию минералов меди в присутствии собирателя и вспенивателя, селективное выделение пентландита и пирротина в целевые концентраты в присутствии короткоцепочного собирателя после предварительной щелочной обработки пульпы при рН 10,2÷10,5, отличающийся тем, что получение медного, никелевого, пирротинового концентратов и отвальных хвостов осуществляют при содержании в исходном питании медной флотации класса менее 0,045 мм от 55 до 75%, при этом циклам селективного выделения никелевого и пирротинового концентратов предшествует коллективная флотация сульфидных минералов с автономным выводом породных хвостов, которая осуществляется в слабощелочной среде при рН 8,5÷9,2 при использовании в коллективной флотации органической серосодержащей добавки и дитиокарбамата, ксантогената, дитиофосфата при массовом соотношении 1:(1,25÷3,75):(2,5÷5,75):(0,38÷0,88) или дитиокарбамата, ксантогената, вспенивателя при массовом соотношении органической серосодержащей добавки, дитиокарбамата, ксантогената и вспенивателя 1:(1,25÷3,75):(2,5÷5,75): (0,25÷1,0).
RU2003123085/03A 2003-07-28 2003-07-28 Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд RU2254931C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003123085/03A RU2254931C2 (ru) 2003-07-28 2003-07-28 Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2003123085/03A RU2254931C2 (ru) 2003-07-28 2003-07-28 Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2003123085A RU2003123085A (ru) 2005-01-20
RU2254931C2 true RU2254931C2 (ru) 2005-06-27

Family

ID=34977783

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2003123085/03A RU2254931C2 (ru) 2003-07-28 2003-07-28 Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2254931C2 (ru)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008092995A1 (en) * 2007-02-02 2008-08-07 Outotec Oyj Method for selective flotation of copper
RU2498862C1 (ru) * 2012-04-06 2013-11-20 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) Способ обогащения техногенных продуктов и природного минерального сырья цветных металлов
RU2564723C2 (ru) * 2012-12-27 2015-10-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) Способ флотации руд
CN105268558A (zh) * 2015-08-19 2016-01-27 江西理工大学 一种高硫低铜复杂硫化铜矿伴生有价组份综合利用的方法

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113617536B (zh) * 2021-09-13 2023-06-30 北矿化学科技(沧州)有限公司 一种捕收剂及其制备方法和用途

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
БОГДАНОВ О.С. и др., Справочник по обогащению руд, т. 3, Москва, Недра, 1974, с. 55-69. МАЛИНОВСКАЯ И.Н., БАСКАЕВ П.М. и др., Цветные металлы, 1994, № 12, с. 62-64. *
РЫБАС В.В., ИВАНОВ В.А. и др., Цветные металлы, 1995, № 6, с. 37-39. *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2008092995A1 (en) * 2007-02-02 2008-08-07 Outotec Oyj Method for selective flotation of copper
RU2498862C1 (ru) * 2012-04-06 2013-11-20 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) Способ обогащения техногенных продуктов и природного минерального сырья цветных металлов
RU2564723C2 (ru) * 2012-12-27 2015-10-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки ИНСТИТУТ ПРОБЛЕМ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ НЕДР РОССИЙСКОЙ АКАДЕМИИ НАУК (ИПКОН РАН) Способ флотации руд
CN105268558A (zh) * 2015-08-19 2016-01-27 江西理工大学 一种高硫低铜复杂硫化铜矿伴生有价组份综合利用的方法
CN105268558B (zh) * 2015-08-19 2019-01-11 江西理工大学 一种高硫低铜复杂硫化铜矿伴生有价组份综合利用的方法

Also Published As

Publication number Publication date
RU2003123085A (ru) 2005-01-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Shengo et al. A review of the beneficiation of copper-cobalt-bearing minerals in the Democratic Republic of Congo
RU2633465C2 (ru) Способ улучшения селективности и извлечения при флотации сульфидных никелевых руд, которые содержат пирротин, путем использования синергии множества депрессоров
CN101081378B (zh) 粗选高浓度开路高效浮选新工艺
RU2183140C2 (ru) Способы обогащения руды и композиции для их осуществления
RU2343987C1 (ru) Способ флотационного обогащения текущих шламов, получаемых при отмывке сульфидных полиметаллических или медно-цинковых руд
US20130284642A1 (en) Method of beneficiation of phosphate
AU2013293041B2 (en) Monothiophosphate containing collectors and methods
WO2008019451A1 (en) Collectors and flotation methods
MX2012009361A (es) Auxiliar de flotacion de sulfuro.
AU2015374424B2 (en) Depressants for mineral ore flotation
CN111229472A (zh) 矿物捕收剂及硫化铜矿的浮选工艺
RU2254931C2 (ru) Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд
CN112827659B (zh) 一种方铅矿和闪锌矿的选择性浮选分离的药剂和方法
CN113304888B (zh) 一种闪锌矿的分速浮选工艺
US3827557A (en) Method of copper sulfide ore flotation
CN111266183A (zh) 一种硫化铜铅锌矿处理方法
RU2393925C1 (ru) Способ флотационного разделения сульфидов, включающих благородные металлы из полиметаллических железосодержащих руд, и композиционный материал для его реализации
US4363724A (en) Use of C8-34 alpha olefin sulfonates to improve and enhance the flotation and collection process used for barite
CN111495579B (zh) 一种从细泥毛砂中回收钨和锡的方法
RU2623851C1 (ru) Способ флотационного разделения минералов тяжелых металлов
RU2108167C1 (ru) Способ селективной флотации пентландита в щелочной среде из материалов, содержащих пирротинсульфиды
RU2496583C1 (ru) Модифицированный реагент для флотации цинксодержащих руд цветных металлов
RU2256508C1 (ru) Способ флотации пентландита из пирротинсодержащих продуктов
RU2167001C2 (ru) Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы
RU2241545C2 (ru) Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд

Legal Events

Date Code Title Description
MZ4A Patent is void

Effective date: 20090313