RU2370316C1 - Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals - Google Patents

Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals Download PDF

Info

Publication number
RU2370316C1
RU2370316C1 RU2008105001/03A RU2008105001A RU2370316C1 RU 2370316 C1 RU2370316 C1 RU 2370316C1 RU 2008105001/03 A RU2008105001/03 A RU 2008105001/03A RU 2008105001 A RU2008105001 A RU 2008105001A RU 2370316 C1 RU2370316 C1 RU 2370316C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
flotation
magnetic
magnetic fraction
pulp
copper
Prior art date
Application number
RU2008105001/03A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2008105001A (en
Inventor
Станислав Георгиевич Чебурашкин (RU)
Станислав Георгиевич Чебурашкин
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью "Нординвэс"
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 Общество с ограниченной ответственностью "Нординвэс" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью "Нординвэс"
Priority to RU2008105001/03A priority Critical patent/RU2370316C1/en
Publication of RU2008105001A publication Critical patent/RU2008105001A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2370316C1 publication Critical patent/RU2370316C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: mining engineering.
SUBSTANCE: invention refers to the processes of flotation and magnetic enrichment of minerals, particularly to the extraction of copper, nickel and precious metals from magnetic fraction of stored and current mine refuses of impregnated sulphide copper-nickel ores. The method can be used for increasing extraction of precious ferromagnetic components from other types of ores and conversion products. The method comprises screen separation, deslurrying, centrifugal enrichment, flotation, magnetic separation of flotation residue, arranging pulp for magnetic fraction flotation and flotation of magnetic fraction. The pulp for magnetic fraction flotation is arranged in three stages. The first stage comprises mechanical processing of magnetic fraction including feeding sulphydryl collector in proportion to quantity of regrind grain-size class into the mill prior to processing. The second stage consists in pulp demagnetising. The third stage consists in adding multifunctional modifying agent (e.g. soda).
EFFECT: improved flotation efficiency.
1 tbl, 7 ex

Description

Изобретение относится к процессам флотационного и магнитного обогащения полезных ископаемых, в частности к извлечению меди, никеля и благородных металлов из магнитной фракции заскладированных и текущих хвостов обогащения вкрапленных сульфидных медно-никелевых руд, и может быть использовано для повышения извлечения ценных ферромагнитных компонентов из руд других типов и продуктов их переработки.The invention relates to processes of flotation and magnetic concentration of minerals, in particular to the extraction of copper, nickel and precious metals from the magnetic fraction of stored and current tailings of the concentration of disseminated sulfide copper-nickel ores, and can be used to increase the extraction of valuable ferromagnetic components from ores of other types and products of their processing.

Для обеспечения достижения высоких показателей при флотационном обогащении выделенной магнитной фракции, необходимо учитывать минеральный состав исходного продукта, формы нахождения цветных, благородных металлов и их физические свойства.To ensure the achievement of high performance during flotation enrichment of the selected magnetic fraction, it is necessary to take into account the mineral composition of the initial product, the form of the non-ferrous, noble metals and their physical properties.

Хвосты законсервированного хвостохранилища (складирование закончено в 1975 г.) имеют сложный минеральный состав, идентичный рудным сортам промышленно перерабатываемых руд с 1949 г. по настоящее время. Металлы благородных металлов находятся в двух формах: минеральной и рассеянной (Юшко-Захарова О.Е. Платиноносность рудных месторождений. - М:. Недра, 1975 г. табл.52, 53, 57). По результатам микрозондового анализа в отвальных хвостах обнаружено более 20 минералов благородных металлов. Размер минеральных выделений благородных металлов от 1-5 мкм до 150-200 мкм и более. Минералы благородных металлов (МБМ) крупностью более 70 мкм при обогащении методом флотации не извлекаются. (Коваленко Л.Н., Благодатин Ю.В., Голубева Т.Д., Ломтева Л.Л. Форма нахождения минералов благородных металлов в продуктах флотационного обогащения вкрапленных сульфидных руд Норильской группы месторождений. Обогащение руд. №1-2. 1993 г. с.18-25). Природные сплавы благородных металлов твердые и ковкие, магнитные и не магнитные плотностью 13-19 кг/дм3, сульфиды и арсениды благородных металлов, твердые и хрупкие плотностью 9-13 кг/дм3, теряются с отвальными хвостами в виде свободных крупных расклепанных частиц размером 100-400 мкм и переизмельченных, ошламованных частиц размером менее 25 мкм. Объемная доля свободных зерен МБМ в магнитной фракции хвостов составляет 59%, в немагнитной 64%. Объемная доля сростков МБМ в отвальных хвостах с сульфидами меди, никеля, железа, магнетитом и породными минералами в магнитной фракции хвостов составляет 41%, в немагнитной 36%. Магнитная фракция хвостов обогащена платиной в 2-3 раза за счет минералов ферромагнетиков: ферроплатины, тетраферроплатины. Размер зерен которых в магнитной составляющей хвостов находится в пределах от 5-7 до 1200-1420 мкм, причем ферроплатина в магнитной фракции содержит платины на 5,8% меньше, а больше железа и примеси никеля, меди, иридия, осмия в сравнении с ферроплатиной в немагнитной фракции. Такой спектр крупности, различной плотности и элементного состава магнитных и других МБМ в магнитной составляющей хвостов делает их труднообогатимым продуктом для всех методов обогащения, в частности для флотации и гравитации. (Благодатин Ю.В., Николаев Ю.М., Чегодаев В.Д. О возможности доизвлечения платиновых металлов из отвальных хвостов обогащения Норильских медно-никелевых руд. Цветные металлы. № 12, 1995 г., с.58-60).The tailings of the conserved tailing dump (storage completed in 1975) have a complex mineral composition identical to the ore grades of industrially processed ores from 1949 to the present. Noble metal metals are in two forms: mineral and diffuse (Yushko-Zakharova OE Platinum content of ore deposits. - M: Nedra, 1975, Tables 52, 53, 57). According to the microprobe analysis, more than 20 noble metal minerals were found in the tailings. The size of the mineral emissions of precious metals is from 1-5 microns to 150-200 microns or more. Minerals of noble metals (MBM) with a particle size of more than 70 microns are not recovered by flotation enrichment. (Kovalenko L.N., Blagodatin Yu.V., Golubeva T.D., Lomteva L.L. Form of the presence of precious metal minerals in flotation products of disseminated sulfide ores of the Norilsk group of deposits. Ore dressing. No. 1-2. 1993 p. 18-25). Natural alloys of noble metals, hard and malleable, magnetic and non-magnetic with a density of 13-19 kg / dm 3 , sulfides and arsenides of noble metals, hard and brittle with a density of 9-13 kg / dm 3 , are lost with dump tails in the form of large free riveted particles of size 100-400 microns and regrind, slurry particles smaller than 25 microns. The volume fraction of free MBM grains in the magnetic fraction of tails is 59%, in non-magnetic 64%. The volume fraction of MBM intergrowths in dump tailings with copper, nickel, iron sulfides, magnetite and rock minerals in the magnetic fraction of the tailings is 41%, in non-magnetic 36%. The magnetic fraction of the tailings is enriched with platinum 2-3 times due to the minerals of ferromagnets: ferroplatinum, tetraferroplatinum. The grain size of which in the magnetic component of the tails is in the range from 5-7 to 1200-1420 μm, and ferroplatinum in the magnetic fraction contains 5.8% less platinum, and more iron and impurities of nickel, copper, iridium, osmium compared to ferroplatinum in non-magnetic fraction. Such a spectrum of fineness, different density and elemental composition of magnetic and other MBMs in the magnetic component of the tails makes them an hardly-readable product for all enrichment methods, in particular for flotation and gravity. (Blagodatin Yu.V., Nikolaev Yu.M., Chegodaev VD On the possibility of additional extraction of platinum metals from the tailings of the beneficiation of Norilsk copper-nickel ores. Non-ferrous metals. No. 12, 1995, p. 58-60).

Рассеянная форма благородных металлов присутствует в виде изоморфной примеси в кристаллической решетке основных минералов носителей - халькопирита, пентландита, моноклинного и гексагонального пирротинов, а также в кристаллической решетке интерметаллических соединений некоторых МБМ, поэтому увеличить извлечение изоморфно растворенных благородных металлов можно за счет дополнительного извлечения сульфидов.The scattered form of noble metals is present as an isomorphic impurity in the crystal lattice of the main carrier minerals - chalcopyrite, pentlandite, monoclinic and hexagonal pyrrhotite, as well as in the crystal lattice of intermetallic compounds of some MBM, therefore, the recovery of isomorphically dissolved noble metals can be increased by additional extraction of sulfides.

Известен способ обогащения материала законсервированного хвостохранилища от обогащения сульфидных нормально вкрапленных руд месторождения «Норильск-1». В этих хвостах МБМ находятся в минеральной и рассеянной формах.There is a method of enrichment of the material of the preserved tailings from the enrichment of sulfide normally disseminated ores of the Norilsk-1 deposit. In these tails, MBM are in mineral and dispersed forms.

В известном способе хвосты подвергают двухстадиальному грохочению по классам крупности 15 и 1,5 мм, обесшламливанию в батарейных гидроциклонах диаметром 250 мм по классу крупности менее 20 мкм. Слив гидроциклонов крупностью менее 20 мкм направляют на складирование в хвостохранилище. Класс крупнее 20 мкм (пески гидроциклонов) направляют на центробежное обогащение в сепараторы K.nelson-48 для концентрирования МБМ размером более 70 мкм. Хвосты центробежных сепараторов подвергают флотации с перечисткой концентрата, для извлечения МБМ крупностью менее 70 мкм, сростков МБМ с сульфидами и свободных сульфидов меди, никеля, железа. Концентрат центробежного и флотационного обогащения совместно направляют в систему гидротранспорта медного или никелевого концентрата обогатительной фабрики и далее в пирометаллургический передел (Благодатин Ю.В., Яценко А.А., Захаров Б.А., Чегодаев В.Д., Алексеева Л.И. Вовлечение в переработку новых сырьевых источников цветных и благородных металлов. Цветные металлы. 2003 г. № 8-9. с.28-29).In the known method, the tails are subjected to two-stage screening according to particle size classes of 15 and 1.5 mm, de-slamming in battery hydrocyclones with a diameter of 250 mm according to particle size less than 20 microns. The discharge of hydrocyclones with a particle size of less than 20 microns is sent for storage in the tailing dump. A class larger than 20 μm (hydrocyclone sands) is sent to centrifugal enrichment in K.nelson-48 separators for concentration of MBM larger than 70 μm. The tailings of centrifugal separators are subjected to flotation with a purification of the concentrate to extract MBM with a particle size of less than 70 microns, intergrowths of MBM with sulfides and free sulfides of copper, nickel, and iron. The concentrate of centrifugal and flotation concentration is sent together to the hydrotransport system of the copper or nickel concentrate of the processing plant and then to the pyrometallurgical redistribution (Blagodatin Yu.V., Yatsenko A.A., Zakharov B.A., Chegodaev V.D., Alekseeva L.I. Involvement in the processing of new raw materials for non-ferrous and precious metals. Non-ferrous metals. 2003 G. No. 8-9. P. 28-29).

Недостатком известного способа является недопустимо высокий уровень потерь платиновых металлов, золота, никеля, меди. При этом в вторичные хвосты (после рудного обогащения и обогащении хвостов из хвостохранилища) переходят благородные и цветные металлы с магнитной составляющей отвальных хвостов. Доля потерь с магнитной составляющей хвостов, %: 40 благородных металлов, 34 никеля, 14 меди, при наличии в магнитной составляющей хвостов 59% зерен МБМ в свободном виде. (Коваленко Л.Н., Благодатин Ю.В., Голубева Т.Д., Ломтева Л.Л. Форма нахождения минералов благородных металлов в продуктах флотационного обогащения вкрапленных сульфидных руд Норильской группы месторождений. Обогащение руд. - № 1-2. - 1993 г. c.18-25).The disadvantage of this method is the unacceptably high level of losses of platinum metals, gold, nickel, copper. At the same time, noble and non-ferrous metals with the magnetic component of the tailings are transferred to secondary tails (after ore dressing and tailings from the tailings). The share of losses with the magnetic component of the tails,%: 40 noble metals, 34 nickel, 14 copper, with the presence of 59% MBM grains in the free form in the magnetic component of the tails. (Kovalenko L.N., Blagodatin Yu.V., Golubeva T.D., Lomteva L.L. Form of the presence of precious metal minerals in flotation products of disseminated sulfide ores of the Norilsk group of deposits. Ore dressing - No. 1-2. - 1993 c. 18-25).

Известен способ обогащения по доизвлечению платиновых металлов из текущих хвостов от обогащения вкрапленных руд. Этот способ предусматривает повышение извлечения минеральных форм платиновых металлов в рудном цикле за счет интенсификации флотации шламовых частиц: переизмельченных МБМ, сульфидов и выделение крупных тяжелых частиц МБМ в операции измельчения и из хвостов флотации гравитационными методами. (Благодатин Ю.В., Николаев Ю.М., Чегодаев В.Д. О возможности доизвлечения платиновых металлов из отвальных хвостов обогащения Норильских медно-никелевых руд. - Цветные металлы. № 12, 1995 г. с.58-60).There is a method of enrichment for the extraction of platinum metals from the current tailings from the enrichment of disseminated ores. This method involves increasing the extraction of mineral forms of platinum metals in the ore cycle due to the intensification of flotation of sludge particles: over-crushed MBM, sulfides and the separation of large heavy MBM particles in the grinding operation and from the flotation tailings by gravity methods. (Blagodatin Yu.V., Nikolaev Yu.M., Chegodaev VD On the possibility of additional extraction of platinum metals from the tailings of the beneficiation of Norilsk copper-nickel ores. - Non-ferrous metals. No. 12, 1995 p. 58-60).

Недостатком известного способа является то, что авторы не предложили метода по реализации интенсификации флотации шламов МБМ и сульфидов, а также не предложили флотацию МБМ и сульфидов флотационной крупности в присутствии шламов магнетита и пустой породы.The disadvantage of this method is that the authors did not offer a method for implementing the intensification of flotation of sludge MBM and sulfides, and did not offer the flotation of MBM and sulfides of flotation size in the presence of sludge magnetite and gangue.

Другим недостатком известного способа является низкое фактическое извлечение МБМ из хвостов флотации, несмотря на внедрение, и применения их в настоящее время, высокоэффективных центробежных концентраторов «Кнельсон-48». Извлечение платиновых металлов из хвостов не превышает 1%, а извлечение никеля, меди на уровне выхода концентрата 0,1-0,15%.Another disadvantage of this method is the low actual recovery of MBM from the flotation tailings, despite the introduction, and their current use, of the highly efficient centrifugal concentrators Knelson-48. The extraction of platinum metals from the tailings does not exceed 1%, and the extraction of nickel, copper at the level of concentrate output is 0.1-0.15%.

Следующим недостатком известного способа является то, что частичное извлечение в 10-14% благородных металлов гравитационными методами в цикле измельчения и классификации не предотвращает переизмельчение оставшихся зерен МБМ.Another disadvantage of this method is that the partial extraction of 10-14% of precious metals by gravitational methods in the grinding and classification cycle does not prevent over-grinding of the remaining MBM grains.

Известен способ концентрирования платиновых металлов из хвостов с помощью магнитной сепарации и дальнейшей переработки магнитного концентрата пирометаллургическим способом или использовать его частично, как заменитель песчаника при руднотермической плавке (200 т/сутки) или направлять концентрат магнитной сепарации как инертную добавку для стабилизации работы печей кипящего слоя на медном заводе (150 т/сутки). (Федосеев И.В. Концентрированно платиновых металлов из хвостов Норильской обогатительной фабрики с помощью магнитной сепарации. Цветные металлы. 2006 г. №3. с.39-41).There is a method of concentrating platinum metals from tailings using magnetic separation and further processing of the magnetic concentrate by the pyrometallurgical method or use it partially as a substitute for sandstone in ore thermal smelting (200 tons / day) or send the magnetic separation concentrate as an inert additive to stabilize the operation of fluidized bed furnaces for copper plant (150 t / day). (Fedoseev I.V. Concentrated platinum metals from the tailings of the Norilsk enrichment plant using magnetic separation. Non-ferrous metals. 2006, No. 3. p. 39-41).

Недостатком известного способа является то, что для переработки всего объема концентрата магнитной сепарации потребуется строительство нового металлургического передела или увеличение мощности одного из металлургических заводов, что потребует значительных материальных затрат и дальнейшего ухудшения экологической обстановки в Норильском промышленном районе.The disadvantage of this method is that the processing of the entire volume of the magnetic separation concentrate will require the construction of a new metallurgical redistribution or increase the capacity of one of the metallurgical plants, which will require significant material costs and further environmental degradation in the Norilsk industrial region.

Другим важным недостатком известного способа является лишь частичная замена песчаника концентратом магнитной сепарации (20% от общего количества) при руднотермической плавке.Another important disadvantage of this method is only a partial replacement of sandstone with a magnetic separation concentrate (20% of the total) during ore-smelting.

И другой недостаток известного способа способ также предполагал переработку части магнитного концентрата (15% от общего количества) как инертной добавки для стабилизации работы печей кипящего слоя на медном заводе, которые в настоящее время демонтированы в связи с совершенствованием процесса пирометаллургического производства меди.And another disadvantage of the known method, the method also involved processing part of the magnetic concentrate (15% of the total) as an inert additive to stabilize the operation of fluidized bed furnaces in a copper plant, which are currently dismantled in connection with the improvement of the pyrometallurgical production of copper.

Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ доизвлечения ценных элементов из отвальных хвостов, включающий предварительную классификацию в гидроциклонах для выделения в пески крупнозернистой части хвостов, содержащей никеленосный пирротин в свободных зернах и в сростках с пентландитом, халькопиритом, магнетитом и породной составляющей. Магнитную сепарацию песков гидроциклонов, в концентрате которой содержание ценных компонентов в 1,5-2,0 раза выше, чем в исходных хвостах, доизмельчение концентрата магнитной сепарации для раскрытия сростков и флотацию доизмельченной магнитной фракции, концентрат которой содержащий ценные компоненты возвращается в рудный цикл обогащения на флотационные перечистные операции коллективного концентрата. Слив гидроциклонов и хвосты магнитной сепарации являются отвальным продуктом.Closest to the proposed method for the totality of the characteristics and the achieved result is a method for the extraction of valuable elements from tailings, including preliminary classification in hydrocyclones for separation in the sands of the coarse part of the tailings containing nickel pyrrhotite in free grains and in splices with pentlandite, chalcopyrite, magnetite and rock component. Magnetic separation of hydrocyclone sands, in the concentrate of which the content of valuable components is 1.5-2.0 times higher than in the initial tailings, regrinding of the magnetic separation concentrate to reveal splices and flotation of the refined magnetic fraction, the concentrate of which contains valuable components is returned to the ore dressing cycle on flotation cleaning operations of collective concentrate. Hydrocyclone discharge and magnetic separation tails are a waste product.

(Чепелев М.И., Асончик К.М., Ванев И.И. Доизвлечение ценных элементов из отвальных хвостов обогатительной фабрики №1 комбината «Печенганикель». Обогащение руд. 1974 г. с.3-5). Прототип.(Chepelev M.I., Asonchik K.M., Vanev I.I. Extraction of valuable elements from the tailings of the processing plant No. 1 of the Pechenganickel plant. Ore dressing. 1974 p. 3-5). Prototype.

Серезным недостатком прототипа является то, что намагниченный концентрат от флотации магнитной фракции направляется в перечистные операции коллективного концентрата из рудного цикла, где вокруг сильномагнитных минералов моноклинного пирротина, поликсена (ферроплатина, тетраферроплатина) образуются шламовые покрытия из намагниченного ошламованного магнетита, что приводит к потере качества коллективного концентрата по содержанию никеля на 0,3% и как следствие к дополнительным затратам в пирометаллургическом производстве.A serious drawback of the prototype is that the magnetized concentrate from flotation of the magnetic fraction is sent to the cleaning operations of the collective concentrate from the ore cycle, where slurry coatings are formed from magnetized slurry magnetite that are formed around highly magnetic minerals of monoclinic pyrrhotite, polyxene (ferroplatinum, tetraferroplatinum), which concentrate in nickel content by 0.3% and, as a result, to additional costs in pyrometallurgical production.

Следующим недостатком прототипа является то, что при тонком измельчении магнитной фракции образуются шламы из рудных так и нерудных минералов, которые блокируют более крупные частицы сульфидов, МБМ и тем самым способствуют отрыву закрепившихся ценных частиц от пузырьков воздуха при флотации, а также препятствуют сорбции собирателя на их поверхности, что и приводит к снижению извлечения ценных компонентов (Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых. T.1. Обогатительные процессы и аппараты. - М.: Изд. МГУ. 2001 г. с.334). Поэтому для снижения влияния шламов необходимо применить реагенты модификаторы, без применения которых трудно получить качественный концентрат удовлетворяющий требованиям последующих пирометаллургическим или гидрометаллургическим переделам.Another disadvantage of the prototype is that when the magnetic fraction is finely ground, sludges are formed from ore and non-metallic minerals that block larger particles of sulfides, MBM and thereby contribute to the separation of fixed valuable particles from air bubbles during flotation, and also prevent the collector from sorption on them surface, which leads to a decrease in the extraction of valuable components (Abramov A.A. Processing, enrichment and integrated use of solid minerals. T.1. Concentration processes and apparatus . -. M .: MSU 2001 s.334).. Therefore, to reduce the influence of sludge, it is necessary to use modifier reagents, without which it is difficult to obtain a high-quality concentrate that meets the requirements of subsequent pyrometallurgical or hydrometallurgical processes.

Задача решаемая изобретением, заключается в оптимизации пульпоподготовки ошламованной магнитной фракции, полученной из хвостов от переработки сульфидных медно-никелевых руд, которая обеспечивает высокие результаты обогащения.The problem solved by the invention is to optimize the pulp preparation of the slurried magnetic fraction obtained from the tailings from the processing of sulfide copper-nickel ores, which provides high enrichment results.

Технический результат, достигаемый при реализации изобретения, состоит в получении концентрата, содержащего цветные и благородные металлы, со степенью обогащения не менее 7 и извлечением более 35% по каждому элементу из магнитной фракции отвальных хвостов, за счет создания благоприятных условий для флотации труднофлотируемых ошламованных минералов.The technical result achieved by the implementation of the invention is to obtain a concentrate containing non-ferrous and noble metals, with a degree of enrichment of at least 7 and extraction of more than 35% for each element from the magnetic fraction of the tailings, by creating favorable conditions for the flotation of hard-floated slurried minerals.

Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения ошламованной магнитной фракции от обогащения отвальных хвостов сульфидных медно-никелевых руд, содержащих благородные металлы, и включающем: пульпоподготовку магнитной фракции к флотации, введение в пульпу анионного собирателя и вспенивателя, флотацию сульфидов и МБМ, согласно изобретению пульпоподготовку магнитной фракции к флотации осуществляют в три стадии.The problem is solved in that in the method for enrichment of the slagged magnetic fraction from the beneficiation of dump tailings of sulfide copper-nickel ores containing precious metals, and including: pulp preparation of the magnetic fraction for flotation, introducing into the pulp anion collector and blowing agent, flotation of sulfides and MBM, according to the invention pulp preparation of the magnetic fraction for flotation is carried out in three stages.

На первой стадии пульпоподготовки магнитной фракции к флотации на основании оптических, химических и гранулометрических характеристик, магнитную фракцию, содержащую шламы и крупные частицы взаимопроросших сульфидов, МБМ с породными минералами и магнетитом подвергают доизмельчению. Экспериментально установлено, что частицы размером 50 мкм, являются гранулометрической границей и большая часть никеля, меди находится в сростках частиц крупнее 50 мкм (никеля 64, 65%, меди 68, 75%), а благородные металлы концентрируются в частицах крупностью менее 50 мкм (платина 65, 47%, палладий 63, 65%, золото 76, 44%). Поэтому на первой стадии пульпоподготовки, при измельчении необходимо раскрыть взаимопроросшие зерна сульфидных минералов, МБМ, магнетита и породной составляющей. С этой целью магнитную фракцию подвергают механическому измельчению до содержания класса менее 50 мкм в 80%. Значение оптимальной крупности частиц для флотации установлено опытным путем на основе микроскопического изучения классов крупности магнитной фракции после измельчения.At the first stage of pulp preparation of the magnetic fraction for flotation on the basis of optical, chemical and granulometric characteristics, the magnetic fraction containing sludges and large particles of intergrown sulfides, MBM with rock minerals and magnetite is subjected to regrinding. It was experimentally established that particles with a size of 50 μm are the granulometric boundary and most of nickel and copper are in intergrowths of particles larger than 50 μm (nickel 64, 65%, copper 68, 75%), and noble metals are concentrated in particles smaller than 50 μm ( platinum 65, 47%, palladium 63, 65%, gold 76, 44%). Therefore, at the first stage of pulp preparation, when grinding, it is necessary to reveal intergrowth grains of sulfide minerals, MBM, magnetite and the rock component. To this end, the magnetic fraction is subjected to mechanical grinding to a grade content of less than 50 microns in 80%. The value of the optimal particle size for flotation was established empirically based on a microscopic study of the particle size classes of the magnetic fraction after grinding.

Анализ научно-технической и патентной литературы показывает, что шламы из ферромагнитных минералов (магнетит, моноклинный пирротин) размером до 20 мкм после механического измельчения (без воздействия магнитных полей), изменяют свои природные магнитные свойства в сравнении с частицами крупностью более 20 мкм.The analysis of scientific, technical and patent literature shows that sludges from ferromagnetic minerals (magnetite, monoclinic pyrrhotite) up to 20 microns in size after mechanical grinding (without exposure to magnetic fields) change their natural magnetic properties in comparison with particles larger than 20 microns.

(Блатов И.А. Обогащение медно-никелевых руд. - М.: Изд. дом. Руда и металлы. 1998 г. с.124). В процессе мокрого измельчения, например, у магнетита нарушается его первичная природная доменная структура кристаллической решетки, что приводит к изменению физических свойств, в частности магнитных: росту коэрцитивной силы, снижению магнитной восприимчивости, росту магнитной вязкости и в конечном итоге снижению подвижности в магнитном поле. (Гзогян Т.Н. К вопросу генетической дефектности магнетита Михайловского месторождения КМА. Обогащение руд. 2002 г. № 3 с.29-33).(Blatov I.A. Enrichment of copper-nickel ores. - M.: Publishing House. Ore and Metals. 1998 p. 124). During wet grinding, for example, magnetite breaks its primary natural domain structure of the crystal lattice, which leads to a change in physical properties, in particular magnetic ones: an increase in coercive force, a decrease in magnetic susceptibility, an increase in magnetic viscosity, and ultimately a decrease in mobility in a magnetic field. (T. Gzogyan. On the issue of the genetic defect of magnetite in the Mikhailovsky KMA deposit. Ore dressing. 2002, No. 3, pp. 29-33).

Потеря подвижности в магнитном поле тонкоизмельченного магнетита приводит к образованию флоккул, состоящих из более крупных магнитных частиц моноклинного пирротина с примагниченными к ним мелкими частицами магнетита. Оболочка из шламов магнетита покрывает 30-70% поверхности зерен пирротина, а так как гидрофильные малоподвижные шламы магнетита не удаляются с поверхности пирротина даже в процессе флотации при интенсивном перемешивании, поэтому пирротин, блокированный шламами магнетита, теряется с отвальными хвостами. (Каменева Е.Е., Рухленко Е.Д. Пути повышения качества магнетитового концентрата ОАО «Ковдорский ГОК». Обогащение руд. 2002 г. № 1 с.27-31). Согласно вышеприведенным сведениям из научно-технической литературы для ликвидации отрицательного влияния на показатели флотации магнитных флокул размагничивание следует проводить после доизмельчения (или измельчения) магнитной фракции.Loss of mobility in the magnetic field of finely divided magnetite leads to the formation of floccules, consisting of larger magnetic particles of monoclinic pyrrhotite with small magnetite particles magnetized to them. A shell of magnetite sludge covers 30-70% of the surface of pyrrhotite grains, and since hydrophilic sedentary magnetite sludges are not removed from the pyrrhotite surface even during flotation with vigorous stirring, therefore, pyrrhotite blocked by magnetite sludge is lost with tailings. (Kameneva EE, Rukhlenko ED Ways to improve the quality of magnetite concentrate of JSC "Kovdorsky GOK." Ore dressing. 2002, No. 1, p. 27-31). According to the above information from the scientific and technical literature, in order to eliminate the negative impact on the flotation parameters of magnetic flocs, demagnetization should be carried out after re-grinding (or grinding) of the magnetic fraction.

При мокром доизмельчении магнитной фракции крупностью более 50 мкм свежая раскрытая поверхность пирротина подвергается окислению кислородом воздуха и на поверхности минерала образуется пленка гидроксидов железа, которая препятствует сорбции сульфгидрильного собирателя при его введении в пульпу после доизмельчения, поэтому собиратель (или его часть) необходимо вводить в пульпу на первой стадии пульпоподготовки, т.е. в мельницу доизмельчения. (Каменева Е.Е., Рухленко Е.Д. Пути повышения качества магнетитового концентрата ОАО «Ковдорский ГОК». Обогащение руд. 2002 г. №1 с.27-31).When the magnetic fraction with a grain size of more than 50 μm is wetted finely, the fresh exposed surface of pyrrhotite is oxidized by atmospheric oxygen and a film of iron hydroxides is formed on the mineral surface, which prevents sorption of the sulfhydryl collector when it is introduced into the pulp after regrinding, therefore, the collector (or part of it) must be introduced into the pulp at the first stage of pulp preparation, i.e. in the mill regrinding. (Kameneva EE, Rukhlenko ED Ways to improve the quality of magnetite concentrate of Kovdorsky GOK OJSC. Ore dressing. 2002, No. 1 p. 27-31).

Количество вводимого собирателя должно быть пропорционально количеству доизмельчаемого класса крупности более 50 мкм от его общего расхода.The amount of collector introduced must be proportional to the amount of the fineness class fineness of more than 50 microns from its total consumption.

На второй стадии пульпоподготовки, магнитную фракцию размагничивали при напряженности магнитного поля 64кА/м. Визуально, при микроскопическом просмотре измельченной магнитной фракции до размагничивания можно наблюдать шарообразные, иглообразные и цепочные флокулы состоящие из крупных зерен моноклинного пирротина, ферроплатины и тетраферроплатины в центре флокул и «облако» шламистых частиц магнетита вокруг них, а размеры шламистых покрытий иногда превышают размеры частиц сульфидов и МБМ. Отрицательное влияние магнитных флокул еще заключается в том, что они механически захватывают зерна сульфидов не магнитных минералов. После размагничивания пульпы явления образования флокул исчезают.At the second stage of pulp preparation, the magnetic fraction was demagnetized at a magnetic field strength of 64 kA / m. Visually, by microscopic examination of the crushed magnetic fraction before demagnetization, spherical, needle-shaped and chain flocs consisting of large grains of monoclinic pyrrhotite, ferroplatinum and tetraferroplatinum in the center of the flocs and the “cloud” of slimy magnetite particles around them can be observed, and the sizes of slimy coatings sometimes exceed the size of sulfide particles and MBM. The negative effect of magnetic flocs also lies in the fact that they mechanically capture grains of sulfides of non-magnetic minerals. After demagnetization of the pulp, the phenomena of flocculus formation disappear.

На третьей стадии пульпоподготовки в пульпу вводили многофункциональный модификатор соду кальцинированную техническую (сода), которая обладает гидрофилизирующим действием для шламов от флотоактивных вторичных силикатов хлорита, серпентина, талька, которые блокируют пузырьки воздуха, препятствуя закреплению на них частиц сульфидных минералов и МБМ. Сода также вызывает осаждение катионов кальция, магния, выделяемых в жидкую фазу пульпы вмещающими породами, снижая их отрицательное влияние на эффективность флотации никеленосного пирротина, других сульфидов и связанных с ними МБМ.At the third stage of pulp preparation, a multifunctional technical soda ash (soda) modifier was introduced into the pulp, which has a hydrophilizing effect for sludges from flotation secondary silicates of chlorite, serpentine, talc, which block air bubbles, preventing particles of sulfide minerals and MBM from attaching to them. Soda also causes the precipitation of cations of calcium and magnesium released into the liquid phase of the pulp by the host rocks, reducing their negative effect on the flotation efficiency of nickel pyrrhotite, other sulfides and associated MBM.

(Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов. - М.: МГГУ, 2005 г., с.278). Еще одно назначение модификатора соды - это создание оптимального значения pH пульпы для коллективной флотации сульфидов никеля, меди и никеленосного пирротина и депрессии магнетита в слабощелочной среде, создаваемой содой, с применением сульфгидрильного собирателя с расходом 100-200 г/т. (Абрамов А.А. Переработка, обогащение и компклесное использование твердых полезных ископаемых. Том 2. Технология обогащения полезных ископаемых. Изд. МГГУ, 2004 г. с.112) (Тациенко П.А. Подготовка труднообогатимых железных руд. - М.: Недра, 1979 г. с.75.) Оптимальный расход многофункционального модификатора предварительно подобран на основе седиментационной устойчивости доизмельченной и размагниченной магнитной фракции. По скорости движения границы осветленного слоя пульпы определен оптимальный расход соды и время контактирования (Соколов Н.П., Максимов В.И. Повышение эффективности коллективной флотации сульфидов меди и никеля в присутствии флотоактивных силикатов. Третий конгресс обогатителей стран СНГ. - М.: Альтекс, 2001 г., с.157-158).(Abramov A.A. Technology of processing and enrichment of non-ferrous metal ores. - M .: MGGU, 2005, p.278). Another purpose of the soda modifier is to create the optimum pulp pH for collective flotation of nickel, copper and nickel pyrrhotite sulfides and magnetite depression in a slightly alkaline medium created by soda using a sulfhydryl collector with a flow rate of 100-200 g / t. (Abramov A.A. Processing, enrichment and complex use of solid minerals. Volume 2. Technology of mineral processing. Ed. MGU, 2004, p.112) (Tatsienko P.A. Preparation of refractory iron ores. - M .: Nedra, 1979, p. 75.) The optimal flow rate of the multifunctional modifier is pre-selected based on the sedimentation stability of the refined and demagnetized magnetic fraction. Based on the speed of movement of the border of the clarified pulp layer, the optimal soda consumption and contact time were determined (Sokolov N.P., Maksimov V.I.Increasing the efficiency of collective flotation of copper and nickel sulfides in the presence of flotation silicates. Third Congress of Enrichers of the CIS Countries. - M .: Altex , 2001, p. 157-158).

Самая низкая скорость движения границы осветленного слоя пульпы наблюдается при расходе соды 100 г/т продукта и времени контактирования с пульпой 10 минут.The lowest speed of the border of the clarified pulp layer is observed at a soda flow rate of 100 g / t of product and a contact time of 10 minutes with the pulp.

При проведении исследований и анализа научно-технической и патентной литературы установлено, что эффективность трехстадиальной пульпоподготовки магнитной фракции перед флотацией, включающей на первой стадии доизмельчение класса крупности более 50 мкм, дозирование анионного сульфгидрильного собирателя (бутилового ксантогената калия) в мельницу, где достигается максимальная сорбция собирателя на пирротине и предотвращается окисление его поверхности; на второй стадии пульпоподготовки проводится размагничивание пульпы до исчезновения магнитных флокул из намагниченных сульфидов, МБМ и переизмельченного магнетита; на третьей стадии пульпоподготовки вводится многофункциональный модификатор для диспергирования флотоактивных вторичных силикатов, осаждения катионов кальция и магния, создания оптимального значения pH пульпы и депрессии магнетита, что и обеспечивает повышенную флотируемость сульфидов никеля, меди, никеленосного пирротина, МБМ и их сростков в присутствии шламов магнетита. Поэтому объектами для заявляемого способа могут быть сульфидсодержащие материалы включающие ферромагнитные минералы, например, такие как, магнетит, моноклинный пирротин, ферроплатину, тетраферроплатину и их полиминеральные сростки с другими сульфидами, МБМ и требующие при обогащении магнитной сепарации и трехстадиальной пульпоподготовки магнитной фракции перед флотацией: отвальные хвосты, пирротиновые концентраты, малосульфидные руды, отвалы забалансовых руд, вкрапленные, медистые и богатые руды и продукты их обогащения.When conducting research and analysis of scientific, technical and patent literature, it was found that the efficiency of the three-stage pulp preparation of the magnetic fraction before flotation, which includes, at the first stage, regrinding of the fineness class of more than 50 microns, dosing of the anionic sulfhydryl collector (potassium butyl xanthate) to the mill, where the collector is sorbed to the maximum on pyrrhotite and its surface oxidation is prevented; at the second stage of pulp preparation, the demagnetization of the pulp is carried out until the magnetic flocs from magnetized sulfides, MBM, and over-crushed magnetite disappear; at the third stage of pulp preparation, a multifunctional modifier is introduced to disperse flotational secondary silicates, precipitate calcium and magnesium cations, create an optimal pH value of the pulp and depress magnetite, which provides increased floatability of nickel sulfide, copper, nickel pyrrhotite, MBM and their intergrowths in the presence of magnetite sludge. Therefore, the objects of the proposed method can be sulfide-containing materials including ferromagnetic minerals, for example, such as magnetite, monoclinic pyrrhotite, ferroplatinum, tetraferroplatinum and their polymineral splices with other sulfides, MBM and requiring magnetic enrichment and three-stage pulp preparation of the magnetic fraction before flotation during enrichment: tails, pyrrhotite concentrates, low-sulfide ores, off-balance ore dumps, disseminated, cuprous and rich ores and products of their concentration.

Сведений об использовании трехстадиальной пульпоподготовки материалов перед флотацией сульфидов и МБМ с предварительной ликвидацией флокул, образованных магнитными шламами, в патентной и научно-технической литературе не выявлено. Не выявлено также сведений об известности отличительных признаков заявляемого способа в совокупности пульпоподготовки материала к флотации в три стадии, включающем: на первой стадии доизмельчение магнитной фракции для раскрытия сростков сульфидов, МБМ и дозирование собирателя; на второй стадии пульпоподготовки размагничивание пульпы для ликвидации флокулообразований из магнитных минералов; на третьей стадии пульпоподготовки дозирование многофункциального модификатора для диспергации флотоактивных шламов от пустой породы, снижения содержания ионов кальция и магния в жидкой фазе пульпы, создания оптимального pH пульпы и депрессии магнетита.Information on the use of a three-stage pulp preparation of materials before flotation of sulfides and MBM with the preliminary elimination of flocs formed by magnetic sludges was not found in the patent and scientific literature. There is also no information about the fame of the distinguishing features of the proposed method in the aggregate pulp preparation of the material for flotation in three stages, including: at the first stage, the regrind of the magnetic fraction to reveal the accretions of sulfides, MBM and dosing of the collector; at the second stage of pulp preparation, demagnetization of the pulp to eliminate flocculation from magnetic minerals; at the third stage of pulp preparation, dosing a multifunctional modifier to disperse flotation sludge from waste rock, reduce the content of calcium and magnesium ions in the liquid phase of the pulp, create an optimal pH of the pulp and depress magnetite.

Следовательно, заявляемый способ соответствует критерию «Изобретательский уровень». Эффективность предлагаемого способа является результатом суммарного действия трехстадиальной пульпоподготовки.Therefore, the claimed method meets the criterion of "Inventive step". The effectiveness of the proposed method is the result of the total action of the three-stage pulp preparation.

Способ осуществляют следующим образом.The method is as follows.

Пробу хвостов основной флотации, полученную после обогащения материала хвостохранилища от вкрапленных медно-никелевых руд месторождения Норильск-1 (технология обогащения материала хвостохранилища включает: грохочение, обесшламливание, центробежное обогащение, флотацию) и содержащая, %, г/т: 0,092-никеля, 0,06-меди, 1,035-серы, 10,62-железа, 0,28-платины, 0,75-палладия, 0,043-золота (сумма: платина, палладий, золото-1,073 г/т), направляют на магнитную сепарацию с напряженностью магнитного поля 65 кА/м с получением магнитной фракции и хвостов. Хвосты магнитной сепарации являются отвальным продуктом. На магнитной фракции с содержанием класса крупности менее 50 мкм в 33% проводят трехстадиальную пульпоподготовку к флотации. На первой стадии пульпоподготовки навеску магнитной фракции массой 1,5 кг доизмельчают при содержании твердого в пульпе 50% и загрузкой в мельницу сульфгидрильного собирателя из расчета 114 г/т (67% от общего количества) для сорбции аниона ксантогената на свежераскрытой поверхности никеленосного пирротина и других сульфидов, МБМ.A sample of the tailings of the main flotation obtained after the tailing material was enriched from disseminated copper-nickel ores of the Norilsk-1 deposit (the tailing material dressing technology includes: screening, de-sludging, centrifugal dressing, flotation) and containing,%, g / t: 0,092-nickel, 0 , 06-copper, 1,035-sulfur, 10,62-iron, 0,28-platinum, 0,75-palladium, 0,043-gold (amount: platinum, palladium, gold-1,073 g / t), sent to magnetic separation with magnetic field strength of 65 kA / m to obtain a magnetic fraction and tails. Magnetic separation tails are a waste product. Three-stage pulp preparation for flotation is carried out on a magnetic fraction with a fineness class content of less than 50 microns in 33%. At the first stage of pulp preparation, a weighed portion of the magnetic fraction weighing 1.5 kg is crushed when the solid content in the pulp is 50% and the sulfhydryl collector is loaded into the mill at a rate of 114 g / t (67% of the total) to sorb the xanthate anion on the freshly opened surface of nickel pyrrhotite and other sulfides, MBM.

Время измельчения 30 или 40 минут для получения заданного выхода класса крупности менее 50 мкм в 65% или 80%. На второй стадии пульпоподготовки измельченную пробу с содержанием твердого в пульпе 38% помещают в емкость с перемешивающим усройством и выпускают через трубку из немагнитного материала, вокруг которой расположена размагничивающая катушка с напряженностью магнитного поля 65 кА/м, для дефлокуляции магнитных частиц. Отсутствие флокул в пульпе проверяли микроскопическим методом. После размагничивания, третью стадию пульпоподготовки проводят во флотомашине с объемом камеры 3 дм3, содержание твердого в пульпе 38%, добавляют многофункциональный модификатор соду и без доступа воздуха контактируют в течение 10 минут. На этой стадии пульпоподготовки происходит диспергирование флотоактивных вторичных силикатов и снижение содержания катионов кальция, магния. По окончании контактирования, не прерывая работу флотомашины дозируют анионный сульфгидрильный собиратель (бутиловый ксантогенат калия) в количестве 56 г/т (33% от общего количества) и контактируют в течении одной минуты, затем дозируют вспениватель в количестве 40 г/т, далее открывают воздух в количестве 1,5 дм3/мин и в течение 6 минут флотируют сульфидные минералы и МБМ. Продукты флотации, коллективный сульфидный концентрат содержащий никеленосный пирротин, халькопирит, пентландит, МБМ и отвальные хвосты подвергают весовым измерениям, сушке и анализируют на содержание цветных и благородных металлов. По результатам измерений рассчитывают материальный баланс флотационного процесса по цветным и благородным металлам.A grinding time of 30 or 40 minutes to obtain a given yield of fineness class less than 50 microns in 65% or 80%. At the second stage of pulp preparation, the crushed sample with a solids content of 38% is placed in a container with a mixing device and released through a tube of non-magnetic material around which a demagnetizing coil with a magnetic field of 65 kA / m is located to deflocculate magnetic particles. The absence of flocculi in the pulp was checked by a microscopic method. After demagnetization, the third stage of pulp preparation is carried out in a flotation machine with a chamber volume of 3 dm 3 , the solids content in the pulp is 38%, a multifunctional soda modifier is added and they are contacted without air for 10 minutes. At this stage of pulp preparation, the dispersion of flotation secondary silicates occurs and the content of cations of calcium and magnesium decreases. At the end of the contact, without interrupting the operation of the flotation machine, the anionic sulfhydryl collector (potassium butyl xanthate) is dosed in an amount of 56 g / t (33% of the total) and contacted for one minute, then a foaming agent is dosed in an amount of 40 g / t, then open the air in an amount of 1.5 dm 3 / min and sulfide minerals and MBM float for 6 minutes. Flotation products, a collective sulfide concentrate containing nickel-bearing pyrrhotite, chalcopyrite, pentlandite, MBM and tailings are subjected to weight measurements, drying, and analyzed for the content of non-ferrous and noble metals. Based on the measurement results, the material balance of the flotation process for non-ferrous and noble metals is calculated.

Результаты конкретных примеров использования заявляемого способа приведены в таблице.The results of specific examples of the use of the proposed method are shown in the table.

Пример 1. Проводили флотацию магнитной фракции без пульпоподготовки, массой 1,5 кг и имеющей состав, %: 0,243 никеля, 0,066 меди и сумму благородных металлов (СБМ) платины, палладия, золота 1,77 г/т по схеме прямой флотации, без пульпоподготовки. Расход бутилового ксантогената 170 г/т, вспенивателя Т-80 40 г/т, время флотации 6 минут, содержание твердого в исходном питании 38%. Концентрат и хвосты отстаивали, жидкую фазу декантировали, сушили, взвешивали и подвергали анализу на цветные и благородные металлы. Оценку данного опыта и последующих проводили по степени обогащения и извлечению никеля, меди, СБМ. Чем выше степень обогащения и извлечение металлов, тем эффективней процесс флотации. Полученные данные приведены в таблице. Из данных приведенных в таблице видно, что степень обогащения по никелю 1,23, по меди 2,88, по СБМ 1,24. Извлечение, %: 5,9 никеля, 13,72 меди, 6,69 СБМ. Флотация прошла с очень низкой эффективностью, обогащения практически нет.Example 1. Conducted flotation of the magnetic fraction without pulp preparation, weighing 1.5 kg and having the composition,%: 0.243 nickel, 0.066 copper and the sum of noble metals (SBM) of platinum, palladium, gold 1.77 g / t according to the direct flotation scheme, without pulp preparation. The consumption of butyl xanthate 170 g / t, blowing agent T-80 40 g / t, flotation time 6 minutes, the solids content in the original feed 38%. The concentrate and tails were sedimented, the liquid phase was decanted, dried, weighed and analyzed for non-ferrous and noble metals. Evaluation of this experiment and subsequent was carried out according to the degree of enrichment and extraction of Nickel, copper, SBM. The higher the degree of enrichment and extraction of metals, the more efficient the flotation process. The data obtained are given in the table. From the data given in the table it is seen that the degree of enrichment for nickel is 1.23, for copper 2.88, for SBM 1.24. Extraction,%: 5.9 nickels, 13.72 copper, 6.69 SBM. Flotation took place with very low efficiency, there is practically no enrichment.

Пример 2. Предлагаемый способ. Оборудование и условия проведения опыта такие же, как в примере 1, отличие заключается в том, что магнитная фракция, используемая для флотации, предварительно прошла одну из стадий пульпоподготовки, размагничивание, при напряженности магнитного поля 64 кА/м. Отсутствие флокул контролировали микроскопическим методом. Полученные данные приведены в таблице. Из данных приведенных в таблице видно, что степень обогащения выше, чем в примере 1, и составляет: 1,42 никеля, 3,5 меди, 1,65 СБМ. Извлечение составляет, %: 7,8 никеля, 19,4 меди, 9,07 СБМ и превышает извлечение в примере 1. Флотация с размагничиванием пульпы прошла с лучшими показателями.Example 2. The proposed method. The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 1, the difference is that the magnetic fraction used for flotation previously passed one of the stages of pulp preparation, demagnetization, with a magnetic field of 64 kA / m. The absence of flocs was monitored by the microscopic method. The data obtained are given in the table. From the data given in the table shows that the degree of enrichment is higher than in example 1, and is: 1.42 nickel, 3.5 copper, 1.65 SBM. The recovery is,%: 7.8 nickel, 19.4 copper, 9.07 SBM and exceeds the extraction in example 1. Flotation with demagnetization of the pulp went with the best performance.

Пример 3. Проводили флотацию магнитной фракции по прототипу. Состав приведен в таблице. Оборудование и условия проведения опыта такие же, как в примере 1, отличие заключается в том, что магнитную фракцию, используемую для флотации, предварительно доизмельчили в течение 40 минут, при содержании твердого в пульпе 50%, до содержания класса крупности менее 50 мкм 80% по аналогии с прототипом. Результаты флотации представлены в таблице. Из данных таблицы следует, что выход концентрата в сравнении с примерами 1 и 2 увеличился почти в 2 раза, одновременно увеличивается степень обогащения и составляет: 1,56 никеля, 4,26 меди, 1,71 СБМ. Извлечение также увеличивается в два раза и составляет, %: 15,1 никеля, 41,1 меди, 18,34 СБМ. Пример 3 можно отнести и к предлагаемому способу, так как схема опыта включает в себя одну из стадий пульпоподготовки магнитной фракции к флотации - доизмельчение.Example 3. Conducted flotation of the magnetic fraction of the prototype. The composition is given in the table. The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 1, the difference is that the magnetic fraction used for flotation was pre-crushed for 40 minutes, with a solids content of 50%, to a particle size content of less than 50 microns 80% by analogy with the prototype. The flotation results are presented in the table. From the data of the table it follows that the yield of concentrate in comparison with examples 1 and 2 increased almost 2 times, while the degree of enrichment increases and amounts to: 1.56 nickel, 4.26 copper, 1.71 SBM. The extraction also doubles and amounts to,%: 15.1 nickel, 41.1 copper, 18.34 SBM. Example 3 can be attributed to the proposed method, since the experimental design includes one of the stages of pulp preparation of the magnetic fraction for flotation - regrinding.

Пример 4. Предлагаемый способ. Проводили пульпоподготовку и флотацию магнитной фракции массой 1,5 кг и имеющей состав, %, г/т: 0,24 никеля, 0,062 меди, 1,45 СБМ. Схема включает две стадии пульпоподготовки: измельчение в течение 30 минут до содержания класса менее 50 мкм в 65% и размагничивания при напряженности магнитного поля 64 кА/м. Контроль на отсутствие флокул проводили микроскопическим методом. Бутиловый ксантогенат калия дозировали в измельчение в количестве 114 г/т и 56 г/т перед флотацией при времени контактирования перед флотацией одну минуту, дозирование вспенивателя Т-80 в количестве 40 г/т. Содержание твердого в питании флотации 38%. Время флотации 6 минут. Подготовку к анализу продуктов флотации на цветные и благородные металлы и оценку опыта проводили аналогично примеру 1. Результаты флотации представлены в таблице. Степень обогащения увеличилась и составляет: 1,75 никеля, 4,83 меди, СБМ 2,31. Извлечение по сумме благородных металлов составляет 21,13% и выше, чем в примере 3 (прототип), на 2,79%. Извлечение никеля, меди ниже, чем в примере 3, на 1,22% и 1,35% соответственно за счет недораскрытия сростков сульфидов с пустой породой, так как содержание класса менее 50 мкм в примере 3 (прототип) 80%, а предлагаемом 65%.Example 4. The proposed method. Carried out pulp preparation and flotation of a magnetic fraction weighing 1.5 kg and having the composition,%, g / t: 0.24 nickel, 0.062 copper, 1.45 SBM. The scheme includes two stages of pulp preparation: grinding for 30 minutes to a grade of less than 50 microns in 65% and demagnetization with a magnetic field of 64 kA / m. Control for the absence of flocs was carried out by the microscopic method. Potassium butyl xanthate was dosed in grinding in an amount of 114 g / t and 56 g / t before flotation at a contact time of one minute before flotation, dosing of T-80 blowing agent in an amount of 40 g / t. The solids content of flotation nutrition is 38%. Flotation time 6 minutes. Preparation for analysis of flotation products for non-ferrous and noble metals and assessment of experience was carried out analogously to example 1. The flotation results are presented in the table. The degree of enrichment increased and amounts to: 1.75 nickel, 4.83 copper, SBM 2.31. Extraction by the amount of precious metals is 21.13% and higher than in example 3 (prototype), by 2.79%. The extraction of Nickel, copper is lower than in example 3, by 1.22% and 1.35%, respectively, due to the under-disclosure of the accretions of sulfides with waste rock, since the grade content is less than 50 microns in example 3 (prototype) 80%, and the proposed 65 %

Пример 5. Предлагаемый способ. Проводилипульпоподготовку и флотацию магнитной фракции. Состав магнитной фракции, %, г/т: 0,25 никеля, 0,063 меди, 1,45 СБМ. Оборудование и условия проведения опыта такие же, как и в примере 4, отличие заключается в том, что магнитную фракцию подвергали трехстадиальной пульпоподготовке. Магнитную фракцию после доизмельчения в течение 30 минут до содержания класса крупности менее 50 мкм в 65% с расходом бутилового ксантогената калия 114 г/т, размагничивали и проводили третью стадию пульпоподготовки, вводили многофункциональный модификатор соду в количестве 1000 г/т при времени контактирования 10 минут. Затем вводили еще 56 г/т бутилового ксантогената калия при времени контактирования в одну минуту и вводили 40 г/т вспенивателя Т-80. Результаты приведены в таблице. Выход концентрата уменьшился на 1,82%, в сравнении с примером 4, за счет третьей стадии пульпоподготовки. Степень обогащения магнитной фракции увеличилась и составляет: 2,99 никеля, 6,67 меди, 3,8 СБМ. Извлечение также увеличилось и составляет, %: 18,48 никеля, 42,33 меди, 31,18 СБМ.Example 5. The proposed method. Pulp preparation and flotation of the magnetic fraction were carried out. The composition of the magnetic fraction,%, g / t: 0.25 nickel, 0.063 copper, 1.45 SBM. The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 4, the difference is that the magnetic fraction was subjected to three-stage pulp preparation. The magnetic fraction after regrinding for 30 minutes to a particle size content of less than 50 μm in 65% with a consumption of potassium butyl xanthate 114 g / t, was demagnetized and the third stage of pulp preparation was carried out, a multifunctional soda modifier was introduced in an amount of 1000 g / t at a contact time of 10 minutes . Then another 56 g / t potassium butyl xanthate was added at a one minute contact time and 40 g / t T-80 blowing agent was introduced. The results are shown in the table. The yield of concentrate decreased by 1.82%, compared with example 4, due to the third stage of pulp preparation. The degree of enrichment of the magnetic fraction has increased and amounts to: 2.99 nickel, 6.67 copper, 3.8 SBM. The extraction also increased and amounts to,%: 18.48 nickel, 42.33 copper, 31.18 SBM.

Пример 6. Предлагаемый способ. Проводили пульпоподготовку и флотацию магнитной фракции следующего состава, %, г/т: 0,223 никеля, 0,064 меди, 1,46 СБМ. Оборудование и условия проведения опыта идентичны примеру 5, отличие заключается в том, что при трехстадиальной пульпоподготовке магнитную фракцию доизмельчали в течении 40 минут до содержания класса крупности менее 50 мкм в 80%. Результаты приведены в таблице. Выход концентрата уменьшился на 2% в сравнении с примером 5 за счет более тонкого измельчения и флотации раскрытых сульфидов. Степень обогащения составляет, доли единиц: 7,76 никеля, 11,09 меди, 9,44 СБМ. Извлечение,%: 33,5 никеля, 47,98 меди, 40,8 СБМ. В предлагаемом способе с трехстадиальной пульпоподготовкой в оптимальном режиме получены самые высокие технологические показатели флотации магнитной фракции и концентрат от флотации магнитной фракции можно направить в медный или никелевый концентрат от рудного цикла и далее в пирометаллургический передел.Example 6. The proposed method. Pulp preparation and flotation of the magnetic fraction of the following composition were carried out,%, g / t: 0.223 nickel, 0.064 copper, 1.46 SBM. The equipment and conditions of the experiment are identical to Example 5, the difference is that with a three-stage pulp preparation, the magnetic fraction was refined within 40 minutes to keep the particle size class less than 50 microns in 80%. The results are shown in the table. The yield of concentrate decreased by 2% compared with example 5 due to finer grinding and flotation of the disclosed sulfides. The degree of enrichment is, the share of units: 7.76 nickel, 11.09 copper, 9.44 SBM. Recovery,%: 33.5 nickels, 47.98 copper, 40.8 SBM. In the proposed method with three-stage pulp preparation, the highest technological parameters of the magnetic fraction flotation are obtained in the optimal mode and the concentrate from the magnetic fraction flotation can be sent to copper or nickel concentrate from the ore cycle and then to the pyrometallurgical redistribution.

Пример 7. Предлагаемый способ. Проводили флотацию магнитной фракции полученной из текущих хвостов от вкрапленных руд. Состав магнитной фракции, %, г/т: 0,27 никеля, 0,11 меди, 1,84 СБМ. Оборудование и условия проведения опыта такие же, как в примере 6. Результаты приведены в таблице. Степень обогащения составляет: 5,37 никеля, 6,96 меди, 7,75 СБМ. Извлечение, %: 37,5 никеля, 48,76 меди, 53,9 СБМ. Из полученных данных видно, что флотация магнитного концентрата из текущих хвостов по предлагаемому способу также обеспечивает высокую степень обогащения и извлечение цветных и благородных металлов.Example 7. The proposed method. Conducted flotation of the magnetic fraction obtained from the current tailings from disseminated ores. The composition of the magnetic fraction,%, g / t: 0.27 nickel, 0.11 copper, 1.84 SBM. The equipment and conditions of the experiment are the same as in example 6. The results are shown in the table. The degree of enrichment is: 5.37 nickel, 6.96 copper, 7.75 SBM. Extraction,%: 37.5 nickels, 48.76 copper, 53.9 SBM. From the obtained data it is seen that the flotation of the magnetic concentrate from the current tailings by the proposed method also provides a high degree of enrichment and extraction of non-ferrous and precious metals.

Figure 00000001
Figure 00000001

Claims (1)

Способ пульпоподготовки к флотации магнитной фракции из сульфидных медно-никелевых руд и продуктов их обогащения, содержащих благородные металлы в минеральной и рассеянной формах, ферромагнитные минералы железа и благородных металлов, сульфиды цветных металлов, включающий грохочение, обесшламливание, центробежное обогащение, флотацию, магнитную сепарацию хвостов флотации, пульпоподготовку магнитной фракции к флотации и флотацию магнитной фракции, отличающийся тем, что пульпоподготовку магнитной фракции к флотации проводят в три стадии:
на первой стадии проводят механическое измельчение магнитной фракции для раскрытия взаимопроросших зерен сульфидов, минералов благородных металлов с магнетитом и породными минералами, с дозированием в мельницу доизмельчения сульфгидрильного собирателя пропорционально количеству доизмельчаемого класса крупности;
на второй стадии проводят размагничивание пульпы до исчезновения явления образования флокул из ферромагнитных частиц сульфидов, ферромагнитных минералов благородных металлов и переизмельченных частиц магнетита;
на третьей стадии вводят многофункциональный модификатор (например соду) для диспергирования флотоактивных шламов от вторичных силикатов, снижения содержания ионов кальция и магния, создания оптимального значения pH пульпы для коллективной флотации сульфидов меди и никеля и депрессии магнетита.
The method of pulp preparation for flotation of a magnetic fraction from sulfide copper-nickel ores and products of their enrichment containing noble metals in mineral and dispersed forms, ferromagnetic minerals of iron and noble metals, non-ferrous metal sulfides, including screening, de-sludging, centrifugal enrichment, flotation, magnetic separation flotation, pulp preparation of the magnetic fraction for flotation and flotation of the magnetic fraction, characterized in that the pulp preparation of the magnetic fraction for flotation is carried out in three stages di-:
at the first stage, mechanical grinding of the magnetic fraction is carried out to reveal intergrowth grains of sulfides, noble metal minerals with magnetite and rock minerals, with dosing of the sulfhydryl collector to the grinding mill in proportion to the amount of the fineness class;
at the second stage, the demagnetization of the pulp is carried out until the phenomenon of formation of flocs from ferromagnetic particles of sulfides, ferromagnetic minerals of precious metals and over-crushed particles of magnetite;
at the third stage, a multifunctional modifier (for example, soda) is introduced to disperse flotation sludge from secondary silicates, reduce the content of calcium and magnesium ions, create the optimal pulp pH for collective flotation of copper and nickel sulfides and depress magnetite.
RU2008105001/03A 2008-02-11 2008-02-11 Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals RU2370316C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008105001/03A RU2370316C1 (en) 2008-02-11 2008-02-11 Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008105001/03A RU2370316C1 (en) 2008-02-11 2008-02-11 Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2008105001A RU2008105001A (en) 2009-08-20
RU2370316C1 true RU2370316C1 (en) 2009-10-20

Family

ID=41150602

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2008105001/03A RU2370316C1 (en) 2008-02-11 2008-02-11 Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2370316C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2737110C1 (en) * 2020-05-18 2020-11-24 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Уральский государственный горный университет» Method for flotation concentration of copper ore

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102205266A (en) * 2011-01-27 2011-10-05 东北大学 New efficient separation process of low-grade copper nickel sulfide ore
CN112474030B (en) * 2020-11-19 2022-03-15 金川集团股份有限公司 Beneficiation method for copper-nickel sulfide ore
CN113814061A (en) * 2021-08-31 2021-12-21 黄石市泓义城市矿产资源产业研究院有限公司 Method for preparing magnetic dense medium from copper smelting tailings
CN114643133B (en) * 2022-03-10 2023-09-22 金川集团股份有限公司 Beneficiation method for copper sulfide nickel tailings in non-uniform distribution

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики / Под ред. О.С. Богданова. - М.: Недра, 1984, с.54, рис.1.36. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2737110C1 (en) * 2020-05-18 2020-11-24 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Уральский государственный горный университет» Method for flotation concentration of copper ore

Also Published As

Publication number Publication date
RU2008105001A (en) 2009-08-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Angadi et al. A review of cassiterite beneficiation fundamentals and plant practices
Filippov et al. Rare earths (La, Ce, Nd) and rare metals (Sn, Nb, W) as by-products of kaolin production–Part 3: Processing of fines using gravity and flotation
Rocha et al. Iron ore slimes flotation
Li et al. Flotation recovery of vanadium from low-grade stone coal
CN106984425A (en) A kind of sub-prime classification diversion processing method of Lower Grade Micro-fine Grain tin ore
CN113731628B (en) Method for efficiently recovering cassiterite from fine-grain dip-dyed type tin polymetallic ore
RU2370316C1 (en) Method for arranging pulp for flotation of magnetic fraction from concentrates of sulphide copper-nickel ores containing ferromagnetic minerals of iron and precious metals
CN104437825A (en) Ore separation process for treating fine-grained slime-containing niobium ore
Tammishetti et al. Selective flocculation of iron ore slimes: Results of successful pilot plant trials at Tata Steel, Noamundi
Awatey et al. Incorporating fluidised-bed flotation into a conventional flotation flowsheet: A focus on energy implications of coarse particle recovery
He et al. Study on the pre-treatment of oxidized zinc ore prior to flotation
Wei et al. Efficient flotation recovery of lead and zinc from refractory lead-zinc ores under low alkaline conditions
Yu et al. Recovering rare earths from waste phosphors using froth flotation and selective flocculation
WO2024045687A2 (en) Method for pre-selection and discarding and reducing over-grinding of gold ores
JP2013212478A (en) Method for dressing ore containing fine mineral
Aydın et al. Kinetic modelling and optimization of flotation process of electrum
CN105597941A (en) Technological method for extracting iron fine powder from pyrite cinder
JP7273254B2 (en) Metal recovery from metal-bearing materials
Liu et al. Beneficiation of a fine-sized cassiterite-bearing magnetite ore
Da Corte et al. Improving the separation efficiency of Southern African haematite from slimes through selective flocculation coupled with magnetic separation
Vinnikov et al. Environmental resource-economized processes of recycling mineral raw materials of complex composition
RU2624497C2 (en) Method for flotation of refractory complex ores of noble metals
Silin et al. Study on the Characterisation and Processing of Iron Ore after Grinding by HPGR
Engelbrecht Potential changes in the physical beneficiation processes that can improve the recovery grade or costs for the platinum group metals
Pandiri et al. Enhanced Iron Recovery from Ultrafine Iron Ore Tailing Through Combined Gravitational and Magnetic Separation Process

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120212

NF4A Reinstatement of patent

Effective date: 20130720