Патент на изобретение №2167001
|
||||||||||||||||||||||||||
(54) СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ МЕТАЛЛЫ ПЛАТИНОВОЙ ГРУППЫ
(57) Реферат: Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, и может быть использовано при коллективной флотации сульфидов из полиметаллических железосодержащих материалов. Технический результат, получаемый при использовании изобретения, состоит в повышении извлечения цветных и платиновых металлов в целевые флотоконцентраты при одновременном сокращении расхода сульфгидрильного собирателя за счет изменения схемы подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов. Способ обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, включает измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов металлов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы – в хвосты. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода. Массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035): 1. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят в пульпу в виде водных эмульсий, содержащих 0,01-0,5 мас.% дисперсной фазы. 1 з.п. ф-лы, 1 табл. Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному обогащению сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, и может быть использовано при коллективной флотации сульфидов из полиметаллических железосодержащих материалов в комбинированных автоклавно-флотационных технологиях обогащения сульфидного сырья. Известен способ обогащения сульфидных медно-никелевых вкрапленных руд, включающий пульпирование и измельчительно-реагентное кондиционирование руды с бутиловым ксантогенатом, введение в пульпу вспенивателя и двухстадийное выделение сульфидов цветных металлов флотацией в коллективные концентраты с промежуточным доизмельчением и кондиционированием чернового коллективного концентрата первой стадии флотации и выводом минералов пустой породы в отвальные хвосты (Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. – М.: Недра, 1983. – С.239-242). Недостатком известного способа являются значительные потери цветных и платиновых металлов с отвальными хвостами обогащения в виде тонкодисперсных шламов. Увеличение расхода сульфгидрильного собирателя в данном способе не обеспечивает заметного улучшения показателя целевого извлечения ценных компонентов, при этом резко снижается качество флотоконцентратов и ухудшаются экономические показатели их получения и последующей пирометаллургической переработки. Наиболее близким к предлагаемому способу по совокупности признаков и достигаемому результату является способ коллективной флотации сульфидов, содержащих благородные металлы, из полиметаллических железосодержащих материалов, включающий предварительную подготовку материала к флотации, введение в пульпу нефтеорганического маслорастворимого серусодержащего реагента и сульфгидрильного собирателя и выделение ценных металлов в пенный продукт – коллективный концентрат, а минералов пустой породы – в хвосты. При этом в качестве нефтеорганического маслорастворимого серусодержащего реагента используют сульфокислоты и/или их соли – сульфонаты щелочноземельных металлов – при массовом соотношении с сульфгидрильным собирателем (0,005 – 0,10):1 соответственно. Нефтеорганический маслорастворимый серусодержащий реагент в известном способе подают в процесс единовременно – в “голову” флотации (Заявка на изобретение N 95.110.951/03 с приор. от 27.06.95 г. Положит. решение от 16.01.97 г.) – ПРОТОТИП. Недостатком известного способа является то, что при двух- и более стадийных схемах флотации он не дает возможности получить высокие технологические показатели даже при увеличении расхода сульфгидрильного собирателя и маслорастворимого серусодержащего реагента. Этот недостаток особенно сильно ощущается в схемах обогащения с промежуточным доизмельчением черновых концентратов и высоким выходом камерного продукта. Сущность его связана с природой взаимодействия маслорастворимых сульфокислот и их солей с флотируемыми минералами, характеризующимися равновесным состоянием:  Фиксированное закрепление сульфосоединения на определенном участке минерала осложняет перераспределение данного реагента при доизмельчении концентрата и образовании новых поверхностей. Это приводит к образованию пространственно неоднородных гидрофобизующих покрытий на поверхности извлекаемых минеральных частиц, что, в свою очередь, ухудшает кинетику процесса формирования и прочность образующегося флотокомплекса. Кроме того, вывод камерного продукта, содержащего структурно свободные ионы сульфосоединения, смещает равновесие (1) влево – в сторону разложения гидрофобного комплекса. Оба этих фактора создают дефицит гидрофобизующего воздействия на завершающих стадиях флотационного процесса и по условиям технологии не могут быть скомпенсированы за счет увеличения общего расхода реагентов-собирателей или повышения доли маслорастворимых сульфосоединений в их смеси с сульфгидрильным собирателем: – при увеличении общего расхода сульфгидрильного собирателя и маслорастворимых соединений, подаваемых на первую стадию флотации, резко снижается качество получаемого чернового концентрата и увеличивается себестоимость получаемых концентратов; – при повышении массовой доли маслорастворимых сульфосоединений заметно ухудшаются реологические характеристики пенных продуктов (образуется чрезмерно устойчивая пена) и при отсутствии в схеме жесткой термообработки осложняется процесс селекции получаемого коллективного концентрата. Задача, решаемая изобретением, заключается в разработке эффективного режима подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов в процесс флотации с целью улучшения показателей обогащения сульфидных медно-никелевых руд. Технический результат, достигаемый при использовании изобретения, состоит в повышении извлечения цветных и платиновых металлов в целевые флотоконцентраты при одновременном сокращении расхода сульфгидрильного собирателя за счет изменения схемы подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и их соотношения с сульфгидрильным собирателем. Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы, включающем измельчение и кондиционирование материала с сульфгидрильным собирателем, введение в пульпу маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и вспенивателя и постадийное выделение сульфидов методом флотации в пенные продукты, а минералов пустой породы – в хвосты, согласно изобретению, маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода, при этом массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035):1. Другим отличием способа является то, что маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводятся в пульпу в виде водных эмульсий, содержащих 0,01-0,5 мас.% дисперсной фазы. В процессе создания изобретения было установлено, что при стадийной схеме обогащения сульфидных медно-никелевых руд, особенно при наличии цикла промежуточного доизмельчения, наиболее высокие показатели достигаются в случае дробной подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов. Это обусловлено повышением однородности распределения маслорастворимых сульфосоединений между частицами извлекаемых минералов на конечных стадиях флотационного обогащения. Особенно значимо сказывается показатель распределения между первой стадией обогащения и суммой всех последующих стадий, который количественно можно выразить в виде доли сульфосоединений, вводимых на первую стадию обогащения, от их суммарного расхода в данный процесс. Для всех экспериментов было характерным, что режим распределения остального количества сульфосоединений между конечными стадиями флотационного обогащения заметного влияния на показатели флотации не оказывает. Кроме этого, исследования показали, что наиболее высокие показатели достигаются при условии, когда в каждой стадии флотации расход сульфосоединений количественно связан с расходом сульфгидрильного собирателя. Экспериментально установлено, что оптимальный расход маслорастворимых сульфосоединений, подаваемых на первую стадию флотации, составляет 55-90 мас.% от их общего расхода. При расходе менее 55 мас.% потери цветных и платиновых металлов с хвостами обогащения медно-никелевой руды выше, чем в способе-прототипе. При расходе сульфосоединений на первую стадию флотации более 90 мас. % от их общего расхода снижается качество получаемого флотоконцентрата, а целевое извлечение ценных металлов и расход сульфгидрильного собирателя приближается к уровню, достигаемому в способе-прототипе. Наиболее высокие показатели процесса достигаются при массовом отношении маслорастворимых сульфонатов к сульфгидрильному собирателю соответственно (0,0005-0,0035): 1. За пределами указанного диапазона показатели обогащения резко снижаются. При соотношении менее 0,0005:1 увеличиваются потери ценных компонентов с хвостами флотации и повышается расход сульфгидрильного собирателя. При соотношении более 0,0035:1 снижается качество получаемых флотоконцентратов. Режим дозировки маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов и их массовое отношение к сульфгидрильному собирателю зависят от целого ряда параметров процесса: структурно-минералогических и дисперсно-флотационных характеристик исходного питания флотации: типа катиона в молекуле применяемых сульфонатов, кондиций получаемых продуктов, аэрационных характеристик оборудования и др. факторов. Конкретный режим распределения сульфонатов по стадиям процесса и соотношение реагентов подбирают эмпирическим путем, варьируя их расходы в зависимости от заданного состава пенных продуктов и извлечения в них ценных компонентов. Маслорастворимые сульфонаты получают нейтрализацией “красных” сульфокислот гидроксидами щелочноземельных металлов – кальция, магния, бария и стронция. Экспериментально установлено, что применение маслорастворимых сульфонатов в сочетании с сульфгидрильными собирателями сопровождается эффектом синергизма, выражающегося в том, что воздействие указанной комбинации реагентов на флотируемость сульфидов оказывается значительно большим, чем можно было ожидать в случае их аддитивного действия. При этом эффект увеличения флотационной активности сульфидов значительно усиливается, когда сульфонаты в процесс флотации подают дробно, добавляя 55-90 мас.% от их общего расхода в первую стадию. Маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов предпочтительно применять в виде промышленно выпускаемых детергентно-диспергирующих присадок к моторным маслам, например: СБ-3 (ГОСТ 10534-78); ПСМЯ (кальциевая, ГОСТ 12418-66); ПСМЯ (бариевая, ТУ 38101574-75); СК-3 (ТУ 38101111-71); С-300(ТУ 38101444-74); ДП-4 (ТУ 0257-003-13230476-94) и др. В таблице приведены результаты флотации с применением присадки ДП-4, представляющей собой концентрат маслорастворимых сульфонатов кальция, получаемых на базе масляного дистиллята. В предлагаемом способе сульфонаты щелочноземельных металлов могут также использоваться в составе товарных нефтепродуктов, например в составе моторных масел (ГОСТ 17479-72), применяемых для смазки двигателей внутреннего сгорания. Из них наиболее предпочтительны масла группы “Д” (например, М-8Д, М-10Д, М-20Д и др.), содержащие до 20% сульфонатной присадки. Учитывая высокую стоимость и дефицитность всех видов моторных масел, в предлагаемом способе в качестве носителя маслорастворимых сульфонатов могут использоваться нефтепродукты группы ММО (масла моторные, отработанные по ГОСТ 21046-86), содержащие повышенный процент сульфонатной присадки. Применение продуктов, содержащих маслорастворимые сульфонаты, наиболее эффективно в виде тонкодисперсных водных эмульсий с концентрацией дисперсной фазы ~ 0,01-0,5 мас. %. Использование низкоконцентрированных эмульсий (содержание дисперсной фазы менее 0,01%) нецелесообразно, поскольку ухудшает водно-шламовый баланс и при этом не дает дополнительных технологических преимуществ. Концентрированные эмульсии (более 0,5 мас.% ) коалесцентно неустойчивы, что снижает эффективность использования сульфонатов и увеличивает их расход. Ввиду повышенной вязкости сульфонатов их целесообразно применять в органических разбавителях – керосине, газовом конденсате, дистиллятных дизельных топливах и др. Использование предлагаемого способа обеспечит наибольший эффект при стадийной флотации “упорных” сульфидсодержащих материалов, характеризующихся повышенным содержанием тонкодисперсных шламов, а также при флотации грубодисперсных полиминеральных сростков и крупных зерен извлекаемых минералов. Объектами подобного рода являются: труднообогатимые тонковкрапленные легкошламующиеся руды; медистые руды медно- никелевых месторождений; шламы отходов обогащения сульфидных руд; сульфидные медно-никелевые руды с тонким взаимным прорастанием пентландита и пирротина; вкрапленные медно-никелевые руды интруззивных месторождений, содержащие легкошламующиеся минералы металлов платиновой группы (сперрилит и др.), и др. материалы. Сведения об использовании дробной подачи маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов в процессах стадийной флотации сульфидных материалов при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены. Известна дробная подача сульфгидрильного реагента-собирателя в технологии обогащения вкрапленной медно-никелевой руды, содержащей металлы платиновой группы. При этом доля сульфгидрильного собирателя (бутилового ксантогената), вводимого на первую стадию флотации, составляет ~ 61 мас.% от его общего расхода на обогащение (Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. – М.: Недра, 1983. – С. 240-242). Вместе с тем, данный признак по своей сути принципиально отличается от аналогичного признака в заявленном техническом решении и имеет с ним лишь внешнее (формальное) сходство. Необходимость дробной подачи сульфгидрильного собирателя в известном способе в основном связана с физико-химическими особенностями самого реагента и химическими процессами, протекающими при его взаимодействии с компонентами флотационной системы, в то время как дробная подача маслорастворимых сульфонатов в предлагаемом способе вызвана, главным образом, особенностями изменений гранулометрической и структурной характеристик извлекаемых минералов, связанных с воздействием на них в ходе обработки механических факторов. В частности, известно, что сульфгидрильные собиратели класса ксантогенатов в реальных флотационных системах способны вступать во взаимодействие с ионами тяжелых металлов, окисляться и гидролитически разлагаться с образованием продуктов, либо совсем не обладающих собирательным действием либо обладающих собирательным действием значительно более низким, чем сами ксантогенаты. К числу последних относятся: тритиокарбонаты (ТТК), диксантогенид, монотиокарбонаты (МТК), ксантогенаты тяжелых металлов (меди, никеля) и др. соединения. (Хан Г. А. , Габриелова Л.И., Власова Н.С. Флотационные реагенты и их применение. – М.: Недра, 1986, – С.38-46). Таким образом, в ходе обогащения руды ксантогенат, введенный в голову процесса флотации, постепенно теряет свою собирательную активность. Поэтому при стадийной флотации материала требуется его дополнительная подача по ходу процесса, обеспечивающая поддержание концентрации активной формы собирателя в пульпе на необходимом уровне. В этом и состоит суть дробной подачи сульфгидрильного собирателя в известном способе. В противоположность ксантогенату маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов обладают повышенной химической инертностью практически во всех известных флотационных системах. Это позволяет им сохранять собирательную активность на протяжение всего процесса флотационного обогащения. Поэтому дробная подача маслорастворимых сульфонатов связана не с потерей активности реагента, как в известном способе, а с накоплением в пульпе высокодисперсных минеральных частиц (шламов), образующихся либо самопроизвольно (например, вследствие истирания материала при его транспортировке и перемешивании), либо в результате доизмельчения промпродуктов на промежуточных стадиях обогащения. Низкая флотируемость шламов требует усиления реагентного воздействия на конечных стадиях флотации с целью предотвращения перехода ценных компонентов в отвальные хвосты. В качестве такой меры воздействия в предлагаемом способе предусмотрена дополнительная подача маслорастворимых сульфонатов, обеспечивающих улучшение флотируемости минералов запредельных классов крупности. Уже отсюда следует, что рассматриваемые признаки по своей природе не являются тождественными. Кроме того, в предлагаемом способе дробная подача собирателя не может рассматриваться отдельно, поскольку эффект способа является результатом именно совокупного действия всех отличительных признаков (дробной подачи реагентов и их соотношения) и превышает аддитивную сумму эффектов, обеспечиваемых каждым из признаков в отдельности. Сведения об известности сочетания отличительных признаков предлагаемого технического решения при изучении патентной и научно-технической литературы не выявлены, что свидетельствует о соответствии заявленного объекта критерию “Изобретательский уровень”. Способ осуществляют следующим образом: исходную сульфидную медно-никелевую руду дробят, подвергают мокрому измельчению, кондиционируют с сульфгидрильным собирателем, вводят в пульпу маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов и вспениватель, после чего постадийно методом флотации сульфиды выделяют в пенные продукты, а минералы пустой породы – в хвосты. При этом маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов вводят на первую стадию флотации в количестве, составляющем 55-90 мас.% от их общего расхода, а массовое отношение маслорастворимых сульфонатов щелочноземельных металлов к сульфгидрильному собирателю в каждой стадии флотации составляет (0,0005-0,0035): 1. В качестве сульфгидрильного собирателя могут быть использованы различные ксантогенаты (бутиловый, амиловый, изобутиловый, изопропиловый), аэрофлоты (диалкил- или диарилдитиофосфаты) и их различные сочетания. Ввиду того, что маслорастворимые сульфонаты и продукты их содержащие характеризуются высоким индексом вязкости, в предлагаемом способе предусмотрено предварительное смешивание сульфоновых продуктов с органическими разбавителями. В качестве разбавителей предпочтительно использовать низкокипящие нефтяные дистилляты (бензин, керосин, дизельное топливо), природный газовый конденсат и продукты его разгонки, а также смеси дистиллятных и остаточных нефтепродуктов, например моторные и жидкотекучие моторные топлива. Выбор разбавителя определяется конкретными условиями процесса флотации и его доступностью. Сульфонаты и их смеси с разбавителями, а также сульфонатсодержащие нефтепродукты используют в виде водных эмульсий, что значительно усиливает их эффективность. Оптимальная концентрация дисперсной фазы в эмульсиях составляет 0,01-0,5 мас. %. Предлагаемый способ включает двухстадийную флотацию, где перед каждой стадией пульпу кондиционируют с сульфгидрильным собирателем. В отдельных случаях после первой стадии флотации и вывода в хвосты основной массы пустой породы материал измельчают с целью более тонкого раскрытия сростков. Продукты флотации подвергают объемно-весовым измерениям, опробуют и анализируют. По результатам анализов и измерений рассчитывают материальный баланс процесса. Результаты конкретных примеров использования предлагаемого способа приведены в таблице. Эксперименты проводили на пробе руды текущей переработки Норильской обогатительной фабрики, являющейся смесью медистых и вкрапленных руд. Состав пробы руды (%): никель – 0,49-0,51; медь – 0,97-0,98; кобальт – 0,024; железо – 12,75; халькопирит – 3,0-3,5; пентландит – 1,5-2,0; сумма платиновых металлов – 6,38-6,41 г/т. Пример 1 – реализация способа-аналога Навеску руды измельчали до крупности 50% содержания класса менее 0,041 мм в присутствии сульфгидрильного собирателя – бутилового ксантогената (130 г/т руды) и кондиционированную пульпу загружали в лабораторную флотомашину механического типа вместимостью 3,0 дм3. Затем в пульпу вводили вспениватель Т-80 (70 г/т руды) и обработанную реагентами пульпу флотировали по двухстадийной коллективной схеме с получением коллективного медно-никелевого концентрата и отвальных хвостов. Результаты опыта приведены в таблице. Извлечение ценных компонентов в коллективный концентрат составило (%): никеля – 70,13; меди – 84,20; суммы платиновых металлов – 72,0. Коллективный концентрат содержал: никеля – 4,41%; меди – 10,30%; суммы платиновых металлов – 58,11 г/т. Пример 2 – реализация способа-прототипа Состав руды, оборудование, используемые реагенты – бутиловый ксантогенат и Т-80 и их расход такие же, как в примере 1. Отличия состоят в том, что в цикл 1 стадии коллективной флотации вводили маслорастворимые сульфонаты щелочноземельных металлов в виде подготовленной тонкодисперсной водной эмульсии, содержащей 0,25 мас.% дисперсной фазы (раствора присадки ДП-4 в дизельном топливе). Массовое соотношение сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату составляло 0,05:1. После дозирования 100% общего количества сульфоната кальция в 1 стадию флотации обработанную реагентами пульпу флотировали по двухстадийной коллективной флотационной схеме. Использование сульфоната кальция в качестве дополнительного реагента в 1 стадии флотации обеспечило некоторое улучшение технологических показателей по сравнению с аналогом: извлечение цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат составило (%): никеля – 71,94; меди – 87,06; суммы платиновых металлов – 73,9. Коллективный концентрат содержал никеля – 4,43%, меди – 10,40%, суммы платиновых металлов – 58,25 г/т. Пример 3 – предлагаемый способ Состав руды, оборудование, реагенты – бутиловый ксантогенат и Т-80, их расход и содержание сульфоната кальция в водной эмульсии такие же, как в примере 2. Отличием является изменение долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями коллективной флотации. При этом в цикл 1-й стадии вводили 75% от общего расхода сульфоната кальция, а массовое отношение сульфоната к бутиловому ксантогенату в обеих стадиях поддерживали равным 0,002: 1 при одновременном снижении расхода бутилового ксантогената на 15%. Использование выбранного долевого распределения сульфоната кальция между стадиями флотации при указанном соотношении к основному собирателю обеспечило получение высокого уровня целевого извлечения цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат (%): никеля – 76,26; меди – 90,93; суммы платиновых металлов – 81,6. При этом качество коллективного концентрата по сравнению с прототипом улучшилось, содержание в нем металлов составило: никеля – 4,54%; меди – 10,5%; суммы платиновых металлов – 62,17 г/т. Примеры 4-5 – предлагаемый способ Отличиями от примера 3 являются граничные условия долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями флотации (пример 4 – 90% в 1 стадию, пример 5 – 55% в 1 стадию), массового соотношения сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату (пример 4 – 0,0035:1, пример 5 – 0,0005:1) и состава водной эмульсии (пример 4: содержание дисперсной фазы – 0,5 мас.%, пример 5: содержание дисперсной фазы – 0,01 мас.%). Полученные при данных условиях флотации технологические показатели сопоставимы с показателями, полученными в условиях примера 3. Целевое извлечение металлов в коллективный концентрат для примеров 4 и 5 соответственно составляет (%): никеля – 75,77 – 74,5; меди – 89,95 – 90,0; суммы платиновых металлов – 79,0 – 79,44 при содержании металлов в коллективном концентрате никеля – 4,62 – 4,48; меди – 10,64 – 10,5; суммы платиновых металлов – 61,66 – 62,0 г/т. Примеры 6-7 – предлагаемый способ Отличиями от примера 3 являются изменения долевого распределения сульфоната кальция между 1- и 2-й стадиями флотации (пример 6 – 95% в 1 стадию, т. е. больше граничного, пример 7 – 50% в 1 стадию, т.е. меньше граничного). Полученный при этом уровень целевого извлечения цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат снижается и приближается к прототипу. Извлечение в коллективный концентрат для примеров 6 и 7 соответственно составило (%): никеля – 71,7 – 72,0; меди – 87,2 – 85,2; суммы платиновых металлов – 58,34 – 58,01 г/т. Примеры 8-9 – предлагаемый способ. Отличиями от примера 3 являются изменения массового соотношнения сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату (пример 8 – 0,004:1, т.е. больше граничного, пример 9 – 0,0004:1, т.е. меньше граничного). Указанные соотношения не обеспечивают необходимого количества сульфоната кальция для оптимизации коллективной флотации, что приводит к снижению технологических показатей. Извлечение в коллективный концентрат для примеров 8, 9 соответственно составило (%): никеля – 72,2 – 71,97; меди – 85,37 – 86,52; суммы платиновых металлов – 73,94 – 73,22 при содержании в колективном концентрате никеля – 4,41 – 4,36%, меди – 9,92 – 10,26%, суммы платиновых металлов – 56,67 – 56,82 г/т. Примеры 10-11 – предлагаемый способ Отличиями от примера 3 являются изменения состава водной эмульсии, в которой содержание дисперсной фазы (раствора присадки ДП-4 в дизельном топливе) составляет: для примера 10 – 0,55%, т.е. более граничного, для примера 11 – 0,005%, т.е. менее граничного. Использование водной эмульсии указанного состава снижает эффективность использования сульфоната кальция при коллективной флотации. Уровень целевого извлечения в коллективный концентрат составляет (%): никеля – 72,7 – 72,2; меди – 87,1 – 85,65; суммы платиновых металлов – 73,8 – 73,5 при содержании в коллективном концентрате никеля – 4,43 – 4,36%, меди – 10,4 – 10,24, суммы платиновых металлов – 52,54 – 57,82%. Согласно полученным экспериментальным результатам (опыты 3-5 таблицы), предлагаемый способ обеспечивает высокое извлечение цветных и платиновых металлов в коллективный концентрат. При этом одновременно улучшается качество коллективного концентрата, снижаются потери металлов с отвальными хвостами и сокращается расход основного сульфгидрильного собирателя – бутилового аэрофлота на 15%. Анализ полученных результатов показывает, что использование предлагаемого способа для коллективной двухстадийной флотации сульфидов никеля, меди и ассоциированных с ними платиновых металлов по сравнению с прототипом (опыт 2 таблицы) при оптимальных долевом распределении сульфоната кальция между стадиями флотации, массовом соотношении сульфоната кальция к бутиловому ксантогенату и концентрации водной эмульсии (опыты 3-5 таблицы) позволяет повысить извлечение в коллективный концентрат: никеля на 2,56 – 4,32%; меди на 2,47 – 3,45%; суммы платиновых металлов на 5,10 – 7,7% при одновременном улучшении качества коллективного концентрата. Формула изобретения
РИСУНКИ
PC4A – Регистрация договора об уступке патента Российской Федерации на изобретение
Номер и год публикации бюллетеня: 33-2003
(73) Патентообладатель:
Дата и номер государственной регистрации перехода исключительного права: 10.09.2003 № 17389
Извещение опубликовано: 27.11.2003
MM4A – Досрочное прекращение действия патента СССР или патента Российской Федерации на изобретение из-за неуплаты в установленный срок пошлины за поддержание патента в силе
Дата прекращения действия патента: 07.07.2009
Извещение опубликовано: 10.11.2009 БИ: 31/2009
|
||||||||||||||||||||||||||
