RU2425720C1 - Selective extraction method of copper minerals to concentrates at enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores - Google Patents
Selective extraction method of copper minerals to concentrates at enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2425720C1 RU2425720C1 RU2009147153/03A RU2009147153A RU2425720C1 RU 2425720 C1 RU2425720 C1 RU 2425720C1 RU 2009147153/03 A RU2009147153/03 A RU 2009147153/03A RU 2009147153 A RU2009147153 A RU 2009147153A RU 2425720 C1 RU2425720 C1 RU 2425720C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- zinc
- pulp
- concentrate
- flotation
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 147
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 53
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 title claims abstract description 53
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 41
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 27
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title abstract description 18
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 121
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 121
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 120
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 77
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 64
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 64
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 64
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 45
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 45
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 45
- 125000003396 thiol group Chemical group [H]S* 0.000 claims abstract description 45
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 36
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 20
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 20
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 19
- -1 sulfoxy compounds Chemical class 0.000 claims abstract description 16
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims abstract description 9
- 230000001603 reducing effect Effects 0.000 claims abstract description 8
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 80
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 37
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 20
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 17
- 238000002955 isolation Methods 0.000 claims description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 5
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 5
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 abstract description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 abstract description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 abstract 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 101
- ZJEQXMBWVSQUCP-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn].[Zn] ZJEQXMBWVSQUCP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 59
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 25
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 25
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 25
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 17
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 15
- 241000271510 Agkistrodon contortrix Species 0.000 description 13
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 12
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 11
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 9
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 9
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 description 9
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 9
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 8
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 8
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 8
- 150000002019 disulfides Chemical class 0.000 description 7
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 7
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 7
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 7
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 7
- 150000003462 sulfoxides Chemical class 0.000 description 7
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 5
- 239000012990 dithiocarbamate Substances 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 5
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N Sulfurous acid Chemical compound OS(O)=O LSNNMFCWUKXFEE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 4
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 4
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 4
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 4
- 150000004659 dithiocarbamates Chemical class 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M sodium hydrosulfide Chemical compound [Na+].[SH-] HYHCSLBZRBJJCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 4
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 4
- 239000004215 Carbon black (E152) Substances 0.000 description 3
- VMQMZMRVKUZKQL-UHFFFAOYSA-N Cu+ Chemical compound [Cu+] VMQMZMRVKUZKQL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- BWGNESOTFCXPMA-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen disulfide Chemical compound SS BWGNESOTFCXPMA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N Zinc dication Chemical compound [Zn+2] PTFCDOFLOPIGGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 125000000484 butyl group Chemical group [H]C([*])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])[H] 0.000 description 3
- 230000000881 depressing effect Effects 0.000 description 3
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 3
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 3
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 3
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052952 pyrrhotite Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229940006486 zinc cation Drugs 0.000 description 3
- 241000271039 Agkistrodon Species 0.000 description 2
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OAKJQQAXSVQMHS-UHFFFAOYSA-N Hydrazine Chemical compound NN OAKJQQAXSVQMHS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical class OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 2
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 description 2
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 description 2
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 2
- 125000004432 carbon atom Chemical group C* 0.000 description 2
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000000994 depressogenic effect Effects 0.000 description 2
- 235000013305 food Nutrition 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000000376 reactant Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- VMSRVIHUFHQIAL-UHFFFAOYSA-M sodium;n,n-dimethylcarbamodithioate Chemical compound [Na+].CN(C)C([S-])=S VMSRVIHUFHQIAL-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 230000001629 suppression Effects 0.000 description 2
- 239000002344 surface layer Substances 0.000 description 2
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 2
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ISZKKWKBYKPCSI-UHFFFAOYSA-N CC(C)C[Na] Chemical compound CC(C)C[Na] ISZKKWKBYKPCSI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000282344 Mellivora capensis Species 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001660687 Xantho Species 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 238000004220 aggregation Methods 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- DKVNPHBNOWQYFE-UHFFFAOYSA-N carbamodithioic acid Chemical compound NC(S)=S DKVNPHBNOWQYFE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VNWKTOKETHGBQD-AKLPVKDBSA-N carbane Chemical class [15CH4] VNWKTOKETHGBQD-AKLPVKDBSA-N 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 1
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- GRWZHXKQBITJKP-UHFFFAOYSA-L dithionite(2-) Chemical compound [O-]S(=O)S([O-])=O GRWZHXKQBITJKP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000001747 exhibiting effect Effects 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000005661 hydrophobic surface Effects 0.000 description 1
- CRCCWKNJNKPDAE-UHFFFAOYSA-N hydroxy-(2-methylpropoxy)-(2-methylpropylsulfanyl)-sulfanylidene-$l^{5}-phosphane Chemical compound CC(C)COP(O)(=S)SCC(C)C CRCCWKNJNKPDAE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001771 impaired effect Effects 0.000 description 1
- 150000002506 iron compounds Chemical class 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000003446 ligand Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005456 ore beneficiation Methods 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 230000002265 prevention Effects 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000002468 redox effect Effects 0.000 description 1
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 description 1
- 238000007790 scraping Methods 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- JVBXVOWTABLYPX-UHFFFAOYSA-L sodium dithionite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])=O JVBXVOWTABLYPX-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 1
- FOYPFIDVYRCZKA-UHFFFAOYSA-M sodium;bis(2-methylpropoxy)-sulfanylidene-sulfido-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].CC(C)COP([S-])(=S)OCC(C)C FOYPFIDVYRCZKA-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- RIJDNATVAMLZRB-UHFFFAOYSA-M sodium;oxido-propan-2-yloxy-propan-2-ylsulfanyl-sulfanylidene-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].CC(C)OP([O-])(=S)SC(C)C RIJDNATVAMLZRB-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- IRZFQKXEKAODTJ-UHFFFAOYSA-M sodium;propan-2-yloxymethanedithioate Chemical compound [Na+].CC(C)OC([S-])=S IRZFQKXEKAODTJ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical class [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003774 sulfhydryl reagent Substances 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых, в частности к флотационному выделению медных минералов из пульпы при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд, и может быть использовано, например, как для получения богатых по содержанию меди пенных продуктов непосредственно после первичного измельчения руд, так и для удаления пирита из коллективных медно-цинково-пиритных концетратов.The invention relates to the field of mineral processing, in particular to the flotation separation of copper minerals from pulp during the processing of copper-zinc pyrite-containing ores, and can be used, for example, to obtain foam-rich foam products immediately after primary grinding of ores, and removal of pyrite from collective copper-zinc-pyrite concentrates.
Отделение медных минералов от других минералов флотационной пульпы при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд представляет собой сложную задачу из-за тонкого взаимного прорастания медных минералов с другими сульфидами и минералами пустой породы. Для полного раскрытия минеральных сростков требуется в большинстве случаев очень тонкое измельчение руды (до 95% класса менее 0,044 мм). Такое тонкое измельчение приводит к ошламованию и значительным потерям ценных компонентов с отвальными хвостами из-за повышенной склонности тонких частиц образовывать гидрофильные покрытия в результате окисления минеральной поверхности. В связи с этим нецелесообразно получать после первичного измельчения руды высокое содержание тонких классов минеральных частиц. Тем самым для минимизации содержания полезных минералов в отвальных хвостах наряду с флотацией раскрытых минеральных зерен осуществляется флотация сростков ценных компонентов с другими сульфидными минералами и минералами пустой породы. В результате получают относительно бедные по содержанию целевых минералов коллективные медно-цинково-пиритные концентраты, которые нуждаются в доводе до кондиционных требований.The separation of copper minerals from other minerals of flotation pulp during the processing of copper-zinc pyrite-containing ores is a difficult task due to the fine intergrowth of copper minerals with other sulfides and gangue minerals. For the full disclosure of mineral splices, in most cases very fine ore grinding is required (up to 95% of the class less than 0.044 mm). Such fine grinding leads to sludging and significant loss of valuable components with tailings due to the increased tendency of fine particles to form hydrophilic coatings as a result of oxidation of the mineral surface. In this regard, it is impractical to obtain a high content of fine classes of mineral particles after primary grinding of ore. Thus, in order to minimize the content of useful minerals in the tailings, along with the flotation of the discovered mineral grains, the aggregation of valuable components with other sulfide minerals and gangue minerals is flotated. As a result, collective copper-zinc-pyrite concentrates, relatively poor in the content of target minerals, are obtained, which need to be brought to conditional requirements.
Задача получения богатых по содержанию меди концентратов состоит поэтому в постадийном выделении медных минералов в пенные продукты, как получаемые после первичного измельчения исходной руды, так и выделяемые из коллективных медно-цинково-пиритных концентратов, подвергнутых доизмельчению.The task of obtaining concentrates rich in copper content therefore consists in the stepwise separation of copper minerals into foam products, both obtained after primary grinding of the initial ore, and isolated from collective copper-zinc-pyrite concentrates subjected to regrinding.
В то же время задача получения богатых по содержанию меди медных концентратов не может быть решена одним лишь регулированием степени помола. Основным компонентом флотационной пульпы, загрязняющим медные концентраты, является железосодержащий минерал пирит. Его массовая доля в рудах, например, Уральского региона составляет 60-70%. Пирит проявляет повышенную флотационную активность при обогащении, что связано с особенностями кристаллической структуры минерала: при его окислении, особенно в условиях открытых промышленных мельниц с постоянным доступом кислорода воздуха, катионы железа (II) покидают поверхностные слои кристаллической решетки минерала, образуя полимолекулярные гидрофобные серообогащенные поверхностные структуры, обеспечивающие флотируемость нецелевого минерала.At the same time, the task of obtaining copper concentrates rich in copper content cannot be solved by merely controlling the degree of grinding. The main component of flotation pulp contaminating copper concentrates is the iron-containing mineral pyrite. Its mass fraction in ores, for example, of the Ural region is 60-70%. Pyrite exhibits increased flotation activity during enrichment, which is associated with the features of the crystal structure of the mineral: when it is oxidized, especially in open industrial mills with constant access of atmospheric oxygen, iron (II) cations leave the surface layers of the mineral crystal lattice, forming polymolecular hydrophobic sulfur-enriched surface structures providing floatability of non-target mineral.
Кроме того, катионы железа (II), диффундирующие с минеральной поверхности в объем жидкой фазы флотационной пульпы, способны образовывать гидроксокомплексные структуры с анионами, используемые для флотации сульфгидрильных реагентов-собирателей в качестве как внутри, так и внешнесферных лигандов. Образование такого рода комплексных соединений, как электронейтральных, так и отрицательно заряженных, с одной стороны, вызывает непроизвольный расход дорогостоящих реагентов-собирателей, с другой стороны, является дополнительным фактором нежелательного повышения флотационной активности пирита. Последнее обстоятельство связано с нестабильностью катиона железа (II) в качестве комплексообразователя. Будучи метастабильным соединением, катион железа (II) автоокисляется до трехвалентного состояния при одновременном окислении своих внешнесферных лигандов до соединений типа дисульфидов сульфгидрильных собирателей, проявляющих сильное неселективное коллекторное воздействие на все минералы флотационной пульпы. В результате на поверхности частиц пирита образуется гидрофобное покрытие в виде дисульфида анионного сульфгидрильного собирателя и серообогащенных поверхностных слоев.In addition, iron (II) cations diffusing from the mineral surface into the bulk of the liquid phase of the flotation pulp are able to form hydroxocomplex structures with anions used for flotation of sulfhydryl collector reagents both inside and outside the sphere. The formation of such complex compounds, both electrically neutral and negatively charged, on the one hand, causes an unintentional consumption of expensive collector reagents, on the other hand, is an additional factor in an undesirable increase in the flotation activity of pyrite. The latter circumstance is associated with the instability of the iron (II) cation as a complexing agent. Being a metastable compound, the iron (II) cation autooxidizes to a trivalent state while simultaneously oxidizing its outer sphere ligands to compounds such as sulfhydryl collector disulfides, which exhibit a strong non-selective collector effect on all minerals of flotation pulp. As a result, a hydrophobic coating is formed on the surface of the pyrite particles in the form of an anionic sulfhydryl collector disulfide and sulfur-enriched surface layers.
К сожалению, при обогащении медно-цинковых руд нельзя полностью отказаться от использования сильных анионных сульфгидрильных собирателей, таких, например, как ксантогенаты и дитиокарбаматы с относительно длинными углеводородными радикалами. Это связано с необходимостью обеспечить флотируемость цинкового минерала сфалерита, который в недостаточной степени извлекается в коллективные медно-цинковые концентраты при использовании селективных собирателей из-за относительно высокой растворимости поверхностных продуктов взаимодействия этих собирателей с катионом цинка кристаллической решетки сфалерита.Unfortunately, the enrichment of copper-zinc ores cannot completely abandon the use of strong anionic sulfhydryl collectors, such as, for example, xanthates and dithiocarbamates with relatively long hydrocarbon radicals. This is due to the need to ensure the floatability of the zinc mineral sphalerite, which is not sufficiently extracted into collective copper-zinc concentrates using selective collectors because of the relatively high solubility of the surface products of the interaction of these collectors with the zinc cation of the sphalerite crystal lattice.
Поэтому селективное выделение медных минералов в медные или медно-цинковые концентраты, получаемые в виде пенных продуктов, может быть осуществлено путем предотвращения флотируемости основного загрязняющего минерала - пирита, что может быть достигнуто путем недопущения образования на поверхности пирита (или удаления ранее образованных) гидрофобных покрытий в виде элементной серы и дисульфидов анионных сульфигидрильных собирателей. Реализация таких механизмов не будет приводить к подавлению флотируемости целевых минералов (медных и цинковых), поскольку их гидрофобизация и, следовательно, флотируемость обеспечивается поверхностными соединениями в виде медных (в случае медных минералов) и цинковых (в случае цинковых минералов) солей с сульфгидрильными реагентами-собирателями.Therefore, the selective separation of copper minerals into copper or copper-zinc concentrates obtained in the form of foam products can be achieved by preventing floatability of the main polluting mineral - pyrite, which can be achieved by preventing the formation of pyrite on the surface (or removing previously formed) hydrophobic coatings in as elemental sulfur and disulfides of anionic sulfhydryl collectors. The implementation of such mechanisms will not lead to a suppression of the floatability of target minerals (copper and zinc), since their hydrophobization and, therefore, floatability is provided by surface compounds in the form of copper (in the case of copper minerals) and zinc (in the case of zinc minerals) salts with sulfhydryl reagents collectors.
Предотвращение нежелательной гидрофобизации поверхности сульфидных минералов, как и удаление гидрофобных покрытий, образованных в предыдущих циклах флотации, достигается применением селективных сульфгидрильных реагентов-собирателей, в том числе неионогенного характера, неспособных образовывать соединения типа дисульфидов в окислительных условиях или склонных к этому в минимальной степени, и реагентов, изменяющих окислительно-восстановительные свойства пульпы (Eh).The prevention of unwanted hydrophobization of the surface of sulfide minerals, as well as the removal of hydrophobic coatings formed in previous flotation cycles, is achieved by the use of selective sulfhydryl collector reagents, including non-ionic ones, which are unable to form compounds such as disulfides under oxidative conditions or prone to this to a minimum degree, and reagents that modify the redox properties of the pulp (Eh).
Известно применение совместно с ксантогентом реагентов, содержащих Fe3+, Fe2+, V2+, V3+, Mn3+, Mn7+, O2, H2, H2O2, SO3, антимонит, гидразин и металлы в элементарной форме, для создания оптимальных условий при коллективной флотации сульфидных минералов (патент США № 4561970, кл. B03D 1/00, 1985). Однако, как следует из номенклатуры применяемых реагентов, данное техническое решение не устраняет главную причину, обуславливающую коллективную флотацию сульфидных минералов, а именно не удаляется гидрофобное поверхностное покрытие на минералах в виде дисульфидов сульфгидрильных собирателей.It is known to use reagents together with xanthogen containing Fe 3+ , Fe 2+ , V 2+ , V 3+ , Mn 3+ , Mn 7+ , O 2 , H 2 , H 2 O 2 , SO 3 , antimonite, hydrazine and metals in elemental form, to create optimal conditions for collective flotation of sulfide minerals (US patent No. 4561970, CL B03D 1/00, 1985). However, as follows from the range of reagents used, this technical solution does not eliminate the main reason for the collective flotation of sulfide minerals, namely, the hydrophobic surface coating on minerals in the form of sulfhydryl collector disulfides is not removed.
С целью создания оптимальных окислительно-восстановительных условий при флотации полиметаллических руд применяют сочетание окислителя, например, KMnO4 или O2, и восстановителя, например Na2S (а.с. СССР № 405247, кл. B03D 1/02, 1966). Реализация такого технического решения также направлена в первую очередь на создание условий, способствующих коллективной флотации сульфидов, тем более что использование сернистого натрия Na2S может привести к образованию элементной серы на поверхности и вызвать дополнительную гидрофобизацию минералов.In order to create optimal redox conditions for the flotation of polymetallic ores, a combination of an oxidizing agent, for example, KMnO 4 or O 2 , and a reducing agent, for example Na 2 S (AS USSR No. 405247, class B03D 1/02, 1966) are used. The implementation of such a technical solution is also aimed primarily at creating conditions conducive to collective flotation of sulfides, especially since the use of sodium sulfide Na 2 S can lead to the formation of elemental sulfur on the surface and cause additional hydrophobization of minerals.
Активация поверхности окисленных сульфидов железа и никеля достигается при использовании солей кремнефтористой кислоты (патент РФ № 2141384, кл. B03D 1/02, 1998) за счет растворения поверхностных гидрофильных соединений железа и выведения их в объемные осадки гидроксидов железа путем создания восстановительных условий. Такое техническое решение не обеспечивает, однако, гидрофилизацию поверхности нежелательных сульфидов из-за того, что остается гидрофобное покрытие в виде элементной серы, то есть оно также направлено на получение коллективных сульфидных концентратов.Surface activation of oxidized iron and nickel sulfides is achieved using silicofluoric acid salts (RF patent No. 2141384, CL B03D 1/02, 1998) by dissolving surface hydrophilic iron compounds and removing them into bulk precipitates of iron hydroxides by creating reducing conditions. Such a technical solution does not, however, provide hydrophilization of the surface of undesirable sulfides due to the fact that a hydrophobic coating in the form of elemental sulfur remains, that is, it is also aimed at obtaining collective sulfide concentrates.
Известно применение реагентов-восстановителей, например сульфоксидов общей формулы SxOy z-, в частности дитионита S2O4 2- (патент США № 6170669, кл. B03D 1/02, 2001), для обеспечения прироста всех ценных компонентов в коллективные концентраты, что делает невозможным использование патента для получения богатых медных концентратов при обогащении медно-цинково-пиритных руд.It is known to use reducing agents, for example, sulfoxides of the general formula S x O y z- , in particular dithionite S 2 O 4 2- (US patent No. 6170669, CL B03D 1/02, 2001), to ensure the growth of all valuable components in collective concentrates, which makes it impossible to use a patent to obtain rich copper concentrates in the processing of copper-zinc-pyrite ores.
Широкое применение в практике флотационного обогащения нашли соли сернистой кислоты и их производные. Главным образом их используют в качестве депрессоров сульфидов цинка и железа (патент США № 4549959, кл. B03D 1/14, 1984; патент Японии № 57-53261, кл. B03D 1/02, 1980; патент Японии № 57-136957, кл. B03D 1/06, 1981, патент США № 3919080, кл. B03D 1/06, 1972; патент Японии № 52-151603, кл. B03D 1/02, 1976; а.с. СССР №357787, кл. B03D 1/02, 1968; а.с. СССР №382431, кл. B03D 1/02, 1968).Sulfuric acid salts and their derivatives are widely used in flotation concentration practice. They are mainly used as zinc and iron sulfide depressants (US patent No. 4549959, class B03D 1/14, 1984; Japanese patent No. 57-53261, class B03D 1/02, 1980; Japanese patent No. 57-136957, class B03D 1/06, 1981, US patent No. 3919080, CL B03D 1/06, 1972; Japanese patent No. 52-151603, CL B03D 1/02, 1976; AS USSR No. 357787, CL B03D 1 / 02, 1968; AS USSR No. 382431, class B03D 1/02, 1968).
Эффективность применения солей сернистой кислоты обусловлена их восстановительными свойствами и способностью растворять элементную серу с минеральной поверхности по механизмуThe effectiveness of the use of sulfuric acid salts is due to their reducing properties and the ability to dissolve elemental sulfur from a mineral surface by the mechanism
В то же время восстановительные свойства сернистой кислоты и ее производных недостаточны, чтобы обеспечить переход дисульфидов сульфгидрильных собирателей в иогенные соединения.At the same time, the reducing properties of sulfurous acid and its derivatives are insufficient to ensure the transfer of disulfides of sulfhydryl collectors to iogenic compounds.
Известно совместное применение солей сернистой кислоты и низшего гомолога класса дитиокарбаматов - диметилдитиокарбамата натрия (ДМДК) - для селективного отделения пентландита от железосодержащего минерала пирротина при флотационном обогащении пирротинсодержащих медно-никелевых руд и промпродуктов (патент РФ № 2372145 кл. B03D 1/02, 2009). Реализация такого технического решения обеспечивает получение никелевого концентрата высокого качества за счет удаления с поверхности пирротина гидрофобного покрытия в виде как элементной серы, так и дисульфидов сульфгидрильных собирателей. Применение данного патента при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд, однако, экономически нецелесообразно, так как, с одной стороны, требуется очень большой расход дорогостоящего реагента ДМДК и, с другой стороны, его применение приводит к подавлению флотации цинковых минералов, так как поверхностное соединение, образованное катионом цинка кристаллической решетки сфалерита с анионом ДМДК, является существенно более прочным, чем соединение катиона цинка с другими сульфгидрильными анионами, в том числе с анионом бутилксантогената. То есть при использовании данного патента становится невозможным получение цинкового концентрата, так как большая часть сфалерита теряется в отвальных хвостах.The combined use of salts of sulphurous acid and the lower homologue of the class of dithiocarbamates — sodium dimethyldithiocarbamate (DMDK) —for the selective separation of pentlandite from the iron-containing mineral pyrrhotite during flotation concentration of pyrrhotite-containing copper-nickel ores and intermediate products (RF patent No. 2372145 Cl) is known. . The implementation of this technical solution ensures the production of high-quality nickel concentrate by removing hydrophobic coatings in the form of both elemental sulfur and sulfhydryl collector disulfides from the pyrrhotite surface. The use of this patent in the processing of copper-zinc pyrite-containing ores, however, is not economically feasible, since, on the one hand, a very high consumption of the expensive DMDK reagent is required and, on the other hand, its use leads to suppression of the flotation of zinc minerals, since the surface compound formed by the zinc cation of the sphalerite crystal lattice with the DMDK anion is significantly stronger than the connection of the zinc cation with other sulfhydryl anions, including the butyl xanthogen anion ata. That is, when using this patent it becomes impossible to obtain zinc concentrate, since most of the sphalerite is lost in the tailings.
В качестве реагента-собирателя на подавляющем большинстве отечественных предприятий, перерабатывающих медно-цинковые пиритсодержащие руды флотационным способом, используется бутиловый ксантогенат калия. На зарубежных предприятиях, кроме того, используют изобутиловый ксантогенат натрия или изопропиловый ксантогенат натрия индивидуально или в сочетании с дитиофосфатами или тионокарбаматами, аллиловые эфиры ксантогеновой кислоты, тиомочевины с различной длиной алкильной цепи и другие.Potassium butyl xanthate is used as the collector reagent in the overwhelming majority of domestic enterprises processing copper-zinc pyrite-containing ores by flotation. In foreign enterprises, in addition, they use isobutyl sodium xanthate or sodium isopropyl xanthate individually or in combination with dithiophosphates or thionocarbamates, allyl ethers of xanthic acid, thiourea with different lengths of the alkyl chain, and others.
В исследованиях по адсорбции различных анионных супергидрильных собирателей на поверхности пирита (В.А.Игнаткина. Выбор селективных собирателей для флотации сульфидных минералов. Цветные металлы, 2009, № 8, с.14-19; G.Fairthorne, D.Fornasiero, J.Ralston // International Journal of Mineral Processing, 1997, v.50, p.p.227-242) установлено, что в ряду дитиофосфат-ксантогенат-дитиокарбамат окисляемость реагентов возрастает, то есть дитиокарбаматы в большой степени образуют на пирите гидрофобное покрытие в виде молекулярного дисульфида, дитиофосфаты - в наименьшей степени. Существенно, что окисляемость реагентов каждого класса возрастает с ростом длины углеводородного радикала, в то время как разветвление алкильной цепи приводит к снижению способности (анионного) сульфгидрильного собирателя образовывать молекулярные дисульфиды. Установлено, что неионогенные собиратели, относящиеся к классу тионокарбаматов, закрепляются на поверхности пирита в результате физической адсорбции, что не позволяет использовать их в качестве самостоятельного реагента-собирателя при обогащении медно-цинково-пиритных руд. Вместе с тем при использовании сочетания дитиофосфатов с разветвленным алкильным радикалом и тионокарбаматов, образующих устойчивые комплексные соединения с катионом меди кристаллической решетки медных минералов за счет образования структур с шестичленным кольцом, обнаружено понижение величины краевого угла смачивания на пирите, что свидетельствует об уменьшении сорбционной активности комплексного реагента-собирателя по отношению к железосодержащему минералу пириту.In studies on the adsorption of various anionic superhydryl collectors on the pyrite surface (V.A. Ignatkina. Selection of selective collectors for flotation of sulfide minerals. Non-ferrous metals, 2009, No. 8, pp. 14-19; G.Fairthorne, D.Fornasiero, J. Ralston // International Journal of Mineral Processing, 1997, v.50, pp227-242) found that in the series dithiophosphate-xanthogenate-dithiocarbamate, the oxidizability of the reactants increases, i.e., dithiocarbamates form a hydrophobic coating in the form of molecular disulfide on pyrite to a large extent, dithiophosphates - to the least extent. It is significant that the oxidizability of the reactants of each class increases with increasing length of the hydrocarbon radical, while the branching of the alkyl chain reduces the ability of the (anionic) sulfhydryl collector to form molecular disulfides. It has been established that nonionic collectors belonging to the class of thionocarbamates are fixed on the pyrite surface as a result of physical adsorption, which does not allow their use as an independent collector reagent in the enrichment of copper-zinc-pyrite ores. At the same time, using a combination of dithiophosphates with a branched alkyl radical and thionocarbamates forming stable complex compounds with a copper cation of the crystal lattice of copper minerals due to the formation of structures with a six-membered ring, a decrease in the contact angle on pyrite was found, which indicates a decrease in the sorption activity of the complex reagent collector with respect to the iron-containing mineral pyrite.
Представляется целесообразным применение в качестве реагентов-собирателей сочетания дитиофосфатов с разветвленным алкильным радикалом и тионокарбаматов, образующих структуры с шестичленным кольцом с катионами меди кристаллической решетки медных минералов, в технологии получения богатых по содержанию меди медных концентратов при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд.It seems appropriate to use, as collector reagents, a combination of dithiophosphates with a branched alkyl radical and thionocarbamates, which form six-membered ring structures with copper cations of the crystal lattice of copper minerals, in the technology of producing copper concentrates rich in copper content in the processing of copper-zinc pyrite-containing ores.
Известен способ обогащения медно-цинковых руд с получением медного концентрата высокого качества, в котором для получения 20%-ного медного концентрата из медно-цинковой руды Гайского месторождения применяют селективный собиратель аэрофлот ИМА-414-1, относящийся к классу дитиофосфатов, в сочетании с бутиловым ксантогенатом и существенно изменяют технологическую схему по сравнению с используемой в настоящее время на обогатительной фабрике Гайского ГОКа (К.М.Асончик, В.И.Рябой, В.Н.Полькин, Н.С.Трубечкова, Г.Я.Аксенова. Разработка технологии обогащения медно-цинковой руды с получением медного концентрата высокого качества // Обогащение руд, 2009, № 1, с.17-20) - прототип.A known method of enrichment of copper-zinc ores to produce high quality copper concentrate, in which to obtain a 20% copper concentrate from copper-zinc ore of the Gaisky deposit, a selective collector aeroflot IMA-414-1, belonging to the class of dithiophosphates, in combination with butyl xanthate and significantly change the technological scheme compared to the currently used at the concentrator of the Gaisky GOK (K.M. Asonchik, V.I. Ryaboy, V.N. Polkin, N.S. Trubechkova, G.Ya. Aksenova. Development technology about enrichment of copper-zinc ore with obtaining high-quality copper concentrate // Ore beneficiation, 2009, No. 1, pp. 17-20) - prototype.
Важным преимуществом известного способа, принятого за прототип, является возможность получения готового медного концентрата с содержанием меди 20,1% при извлечении меди 83,2% от исходной руды (достигнутые в настоящее время на обогатительной фабрике Гайского ГОКа технологические показатели: медный концентрат с содержанием меди 19,0% при извлечении меди 82,5%). Повышение качества объединенного медного концентрата, который представляет собой концентрат «медной головки» и медный концентрат селекции, достигается главным образом за счет повышения содержания меди в концентрате «медной головки» до 24,9% путем применения селективного сульфгидрильного собирателя ИМА-414-1, относящегося к классу дитиофосфатов.An important advantage of the known method adopted as a prototype is the possibility of obtaining a finished copper concentrate with a copper content of 20.1% while extracting copper 83.2% of the initial ore (currently achieved technological parameters at the concentrator at the Gaysky GOK: copper concentrate with copper content 19.0% with a copper recovery of 82.5%). Improving the quality of the combined copper concentrate, which is a copper head concentrate and a selection copper concentrate, is achieved mainly by increasing the copper content in the copper head concentrate to 24.9% by using the selective sulfhydryl collector IMA-414-1 related to the class of dithiophosphates.
Другим достоинством известного технического решения является некоторое повышение извлечения меди в медный концентрат (на 0,7%), которое достигается за счет доизмельчения песковой части хвостов коллективной флотации и проведения дофлотации доизмельченного продукта.Another advantage of the known technical solution is a slight increase in the extraction of copper in copper concentrate (by 0.7%), which is achieved due to the regrinding of the sand part of the tailings of collective flotation and doflotation of the refined product.
Вместе с тем, известный способ обладает рядом существенных недостатков, наиболее важным из которых является громоздкость технологической схемы. Вызывает сомнение необходимость введения второй стадии измельчения пульпы после получения концентрата 1 «медной головки» до 80% класса -0,074 мм, тем более что этой процедуре должно предшествовать сгущение продукта, направляемого на измельчение во 2-ую стадию. Обращает на себя внимание весьма низкое качество медного концентрата селекции (содержание меди в нем лишь 15,3%). По-видимому, недостаточная эффективность этой операции обусловлена слишком большим выходом концентрата коллективной флотации и (или) концентрата дофлотации. Очевидно, продукты, поступающие в медно-цинковую флотацию, содержат большое количество пирита, который не депрессируется должным образом при проведении трех медно-цинковых перечисток, осуществляемых в сильнощелочных средах (концентрация свободного CaO составляет 900 мг/л). Недостаточно высокого качества получен также цинковый концентрат, который представляет собой камерный продукт селекции медно-цинкового концентрата, содержание цинка в цинковом концентрате составило 47,5% при извлечении 38% (фабричная технология позволяет получать 52%-ный цинковый концентрат при извлечении около 35%).However, the known method has a number of significant disadvantages, the most important of which is the bulkiness of the technological scheme. It is doubtful whether it is necessary to introduce the second stage of pulp grinding after obtaining concentrate 1 of the “copper head” up to 80% of the class -0.074 mm, moreover, this procedure should be preceded by a thickening of the product sent for grinding in the 2nd stage. Noteworthy is the very low quality of the copper selection concentrate (the copper content in it is only 15.3%). Apparently, the insufficient efficiency of this operation is due to too large a yield of collective flotation concentrate and (or) doflotation concentrate. Obviously, the products entering the copper-zinc flotation contain a large amount of pyrite, which is not properly depressed when three copper-zinc refining is carried out in highly alkaline media (the concentration of free CaO is 900 mg / l). The zinc concentrate, which is a chamber product for the selection of copper-zinc concentrate, was also obtained of insufficient quality, the zinc content in the zinc concentrate was 47.5% when extracting 38% (factory technology allows you to get 52% zinc concentrate when extracting about 35%) .
Задача, решаемая предлагаемым изобретением, заключается в повышении качественно-количественных показателей процесса получения богатого по содержанию меди медного концентрата с одновременным упрощением технологической схемы при переработке медно-цинковых пиритсодержащих руд.The problem solved by the invention is to increase the qualitative and quantitative indicators of the process for producing copper-rich copper concentrate while simplifying the technological scheme for the processing of copper-zinc pyrite-containing ores.
Для этого в способе селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд, включающем обработку флотационной пульпы известью при первичном измельчении и последующую ее флотацию в известковой среде с постадийным выделением медных минералов в пенные продукты с использованием дозированного количества селективных реагентов-собирателей, относящихся к классу сульфгидрильных соединений, постадийное выделение медных минералов в пенные продукты при флотации пульпы осуществляют, подавая известь до достижения pH пульпы, равном 10÷12, после чего в пульпу вводят дозированные количества сульфоксидных соединений, обладающих восстановительными свойствами, и цинкового купороса, а в качестве селективного сульфгидрильного реагента-собирателя используют смесь дитиофосфатов и тионокарбаматов, получая в результате богатые по содержанию меди пенные продукты, причем последующую флотацию пульпы после каждого выделения богатого пенного продукта проводят при pH пульпы, равном 11,8÷12,3, который создают путем дозирования извести в доизмельчение или агитацию, и с использованием сильных сульфгидрильных собирателей, позволяющих минимизировать содержание меди и цинка в отвальных хвостах.To this end, in the method for the selective separation of copper minerals into concentrates during the processing of copper-zinc pyrite-containing ores, including the treatment of flotation pulp with lime during primary grinding and its subsequent flotation in a lime medium with the stepwise separation of copper minerals into foam products using a dosed amount of selective collector reagents, belonging to the class of sulfhydryl compounds, the stepwise separation of copper minerals into foam products during pulp flotation is carried out by feeding and news until the pulp pH reaches 10 ÷ 12, after which metered quantities of sulfoxide compounds with reducing properties and zinc sulfate are introduced into the pulp, and a mixture of dithiophosphates and thionocarbamates is used as a selective sulfhydryl collector reagent, resulting in copper-rich foam products, and subsequent flotation of the pulp after each separation of the rich foam product is carried out at a pulp pH of 11.8 ÷ 12.3, which is created by dosing lime in regrind or of agitation, and the use of strong sulfhydryl collectors to minimize the copper and zinc content in the tailings.
Подача извести в пульпу до достижения pH пульпы, равном 10-12, позволяет частично задепрессировать раскрытые зерна пирита, не затрагивая сростков пирита с целевыми минералами.The supply of lime to the pulp until the pulp pH reaches 10-12 allows partially depressing open pyrite grains without affecting pyrite splices with target minerals.
Подача в пульпу дозированных количеств сульфоксидных соединений, обладающих восстановительными свойствами, таких, например, как сернистая кислота и ее соли, сернистый газ, гидросернистая кислота и ее соли, пиросернистая кислота и ее соли, обеспечивает, с одной стороны, растворение элементной серы с поверхности сульфидных минералов либо по механизму (1) при использовании солей сернистой кислоты, либо по механизму (2) при использовании солей гидросернистой кислотыThe supply to the pulp of metered quantities of sulfoxide compounds having reducing properties, such as, for example, sulfur dioxide and its salts, sulfur dioxide, hydrosulfuric acid and its salts, pyrosulphuric acid and its salts, provides, on the one hand, the dissolution of elemental sulfur from the surface of sulfide minerals either by mechanism (1) when using salts of sulphurous acid, or by mechanism (2) when using salts of sulphurous acid
либо по механизму (3) при использовании солей пиросернистой кислотыeither by mechanism (3) when using salts of pyrosulphuric acid
а, с другой стороны, диффундирующие с поверхности пирита катионы железа в присутствии реагентов-восстановителей стабилизируются в своем двухвалентном состоянии, не окисляясь до катионов трехвалентного железа, что предотвращает окисление селективного анионного сульфгидрильного собирателя дитиофосфата до неселективного дисульфида (бис-аэрофлота).and, on the other hand, iron cations diffusing from the pyrite surface in the presence of reducing agents are stabilized in their divalent state, not being oxidized to ferric cations, which prevents the selective anionic sulfhydryl dithiophosphate collector from being oxidized to non-selective disulfide (bis-aeroflot).
Использование в качестве сульфгидрильного реагента-собирателя смеси дитиофосфата с разветвленным алкильным радикалом (диизобутилдитиофосфат или диизопропилдитиофосфат натрия) и тионокарбамата, образующего структуры с шестичленным кольцом при взаимодействии с катионом меди кристаллической решетки медных минералов (например, O-изобутил-N-этоксикарбонилтионокарбамат), обеспечивает селективную адсорбцию этих реагентов на поверхности сульфидов меди.The use of a mixture of dithiophosphate with a branched alkyl radical (diisobutyl dithiophosphate or sodium diisopropyl dithiophosphate) and thionocarbamate, which forms a six-membered ring when interacting with the copper cation of the crystal lattice of copper minerals (for example, O-isobuticarbonate N), is used as a sulfhydryl collector reagent adsorption of these reagents on the surface of copper sulfides.
Использование дозированного количества цинкового купороса обеспечивает подавление флотации сфалерита при получении богатых по содержанию меди пенных продуктов, поскольку образующиеся в щелочных средах цинкаты проявляют депрессирующее действие по отношению к основному цинковому минералу сфалериту.The use of a metered amount of zinc sulphate suppresses the flotation of sphalerite in the production of foam-rich foam products, since the zincates formed in alkaline media exhibit a depressing effect with respect to the main zinc mineral sphalerite.
Проведение последующей флотации пульпы после каждого выделения богатого пенного продукта при pH пульпы, равном 11.81÷2.3, позволяет задепрессировать частицы пирита, раскрывшиеся при доизмельчении пульпы.Conducting subsequent flotation of the pulp after each selection of a rich foam product at a pulp pH of 11.81 ÷ 2.3 allows depressing pyrite particles revealed during pulp regrinding.
Следует иметь в виду, что депрессия как пирита, так и сфалерита по предлагаемому реагентному режиму способа имеет место в течение непродолжительного времени. Как показали выполненные исследования, по истечении 3-5 минут селективность процесса нарушается и требуется дополнительная обработка пульпы реагентами.It should be borne in mind that depression of both pyrite and sphalerite according to the proposed reagent mode of the method takes place for a short time. As the studies showed, after 3-5 minutes, the selectivity of the process is impaired and additional treatment of the pulp with reagents is required.
Важно при этом, чтобы минимизировать содержание меди и цинка в хвостах каждой операции, после каждого выделения богатого по содержанию меди пенного продукта проводить обработку пульпы известью, подаваемой в доизмельчение или агитацию, и вести флотацию оставшегося продукта с использованием сильных сульфгидрильных собирателей, таких, например, как ксантогенаты или дитиокарбаматы с относительно длинными углеводородными радикалами (в случае ксантогенатов алкильный радикал должен иметь не менее 4-х атомов углерода в случае дитиокарбамата не менее 2-х атомов углерода).It is important in this case, to minimize the content of copper and zinc in the tails of each operation, after each isolation of a foam-rich foam product, treat the pulp with lime fed to regrinding or agitation and flotate the remaining product using strong sulfhydryl collectors, such as as xanthates or dithiocarbamates with relatively long hydrocarbon radicals (in the case of xanthates, the alkyl radical must have at least 4 carbon atoms in the case of dithiocarbamate not less than 2 carbon atoms).
Существенно, что в последнюю операцию выделения богатого по содержанию меди пенного продукта исключается подача цинкового купороса, чтобы обеспечить флотируемость сфалерита и разгрузить отвальные хвосты до минимального содержания по цинку.It is significant that in the last operation of separating a foam-rich foam product, the supply of zinc sulfate is excluded in order to ensure the floatability of sphalerite and unload the dump tailings to a minimum zinc content.
При изучении научно-технической и патентной литературы не выявлено сведений об использовании технического решения, аналогичного предлагаемому, при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд флотационным способом, что свидетельствует о соответствии заявляемого способа критерию «Изобретательский уровень».When studying the scientific, technical and patent literature, no information was found on the use of a technical solution similar to the one proposed for the beneficiation of copper-zinc pyrite-containing ores by the flotation method, which indicates that the inventive method meets the criterion of "Inventive step".
Новизна предлагаемого способа состоит в новой совокупности известных признаков.The novelty of the proposed method consists in a new set of known features.
Изобретательский уровень подтверждается тем, что взаимодействие признаков новой совокупности позволяет получать новое свойство, а именно использование сочетания сульфоксидных соединений, проявляющих восстановительные свойства, цинкового купороса и смеси селективных анионного сульфгидрильного собирателя дитиофосфата с разветвленным алкильным радикалом и неионогенного сульфгидрильного собирателя тионокарбамата, образующего структуры с шестичленным кольцом при взаимодействии с катионом меди кристаллической решетки медных минералов, позволяет постадийно выделять медные минералы в богатые по содержанию меди пенные продукты и разгружать отвальные хвосты до минимального содержания в них меди и цинка, не прибегая к громоздким технологическим схемам, включающим дорогостоящие операции сгущения и доизмельчения большой массы флотационной пульпы. Необходимость совместного применения признаков новой совокупности обусловлена нарушением условий оптимальности по каждому из них в случае их раздельного осуществления. Использование предлагаемой реагентной композиции позволяет на 25% снизить суммарный расход сильного неселективного собирателя бутилксантогената по сравнению с режимом по способу-прототипу. Дополнительным преимуществом нового способа является возможность получения высококачественного цинкового концентрата при значительном приросте извлечения цинка в цинковый концентрат.The inventive step is confirmed by the fact that the interaction of the features of the new combination allows one to obtain a new property, namely, the use of a combination of sulfoxide compounds exhibiting reducing properties, zinc sulfate and a mixture of selective anionic sulfhydryl collector of dithiophosphate with a branched alkyl radical and a nonionic sulfhydryl collector of thionocarbamate, which forms a ring structure with six-carbamate when interacting with the copper cation of the crystal lattice of copper miner Allows it to step-by-step isolate copper minerals into foam-rich foam products and unload dump tailings to the minimum content of copper and zinc in them, without resorting to cumbersome technological schemes, including expensive operations of thickening and regrinding a large mass of flotation pulp. The need for joint application of the signs of the new aggregate is due to the violation of the optimality conditions for each of them if they are implemented separately. Using the proposed reagent composition can reduce the total consumption of a strong non-selective collector of butyl xanthogenate by 25% compared with the mode of the prototype method. An additional advantage of the new method is the possibility of obtaining high-quality zinc concentrate with a significant increase in the extraction of zinc in zinc concentrate.
Положительный эффект при использовании предлагаемого способа выделения медных минералов в концентраты достигается как за счет получения более богатых по содержанию меди концентратов «медных головок», так и за счет получения более богатых медных концентратов селекции.A positive effect when using the proposed method for the separation of copper minerals into concentrates is achieved both by obtaining richer copper concentrates "copper heads" and by obtaining richer copper selection concentrates.
Предлагаемый способ осуществляется следующим образом.The proposed method is as follows.
Исходную медно-цинковую пиритсодержащую руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 68-71% с использованием оборотной воды измельчительно-флотационного цеха (ИФЦ) обогатительной фабрики Гайского ГОКа в присутствии извести, причем известь подают таким образом, чтобы на сливе мельницы рН пульпы находился в диапазоне от 10 до 12, дозируют реагент-восстановитель, относящийся к классу сульфоксидных соединений, агитируют с ним пульпу, затем подают цинковый купорос и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата с тионокарбаматом, после чего проводят флотацию с выделением богатого по меди пенного продукта 1 (концентрат «медной головки» 1), отключают подачу воздуха во флотационную камеру, осуществляют вторую дозировку реагента-восстановителя, вновь открывают воздух (до такого же расхода, что и в первом случае) и проводят флотацию с выделением богатого пенного продукта 2 (концентрат «медной головки» 2). Задачей этих двух операций является получение продуктов, которые представляют собой часть готового медного концентрата. Отключают подачу воздуха, дозируют в пульпу известь таким образом, чтобы к концу агитации с ней достичь pH 11,8÷12,3 и при дробной подаче сильного сульфгидрильного собирателя (например, бутилового ксантогената калия) проводят коллективную флотацию сульфидных минералов при большом расходе воздуха. Задачей этой операции является выделение в коллективный концентрат максимально возможного количества ценных компонентов, то есть минимизация содержания меди и цинка в отвальных хвостах 1.The initial copper-zinc pyrite-containing ore is ground to a coarseness class content of less than 0.074 mm 68-71% using recycled water from the grinding and flotation shop (IFC) of the Gaisky GOK concentrator in the presence of lime, and lime is fed so that the pulp pH is at the mill drain in the range from 10 to 12, a reducing agent belonging to the class of sulfoxide compounds is dosed, pulp is agitated with it, then zinc sulfate and a selective sulfhydryl reagent-collector representing a mixture of dithiophosphate with thionocarbamate, after which flotation is carried out with the release of a foam-rich foam product 1 (copper head concentrate 1), the air supply to the flotation chamber is turned off, the second reagent reductant is dosed, the air is opened again (up to the same flow rate, as in the first case) and carry out flotation with the release of rich foam product 2 (concentrate "copper head" 2). The task of these two operations is to obtain products that are part of the finished copper concentrate. The air supply is turned off, lime is dosed in the pulp in such a way that by the end of agitation with it, it reaches a pH of 11.8 ÷ 12.3, and when the strong sulfhydryl collector (for example, potassium butyl xanthate) is fractionally fed, the sulfide minerals are collectively flotated at a high air flow rate. The objective of this operation is to isolate the maximum possible amount of valuable components into the collective concentrate, that is, to minimize the content of copper and zinc in the tailings 1.
Полученный концентрат 1 коллективной флотации доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 85-90% с использованием оборотной воды ИФЦ с подачей или без подачи извести в доизмельчение, pH пульпы на сливе мельницы должен находиться в диапазоне от 10 до 12, после чего дозируют сульфоксидный реагент-восстановитель, цинковый купорос и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, затем выделяют богатый пенный продукт 3, проводя флотацию при минимальном расходе воздуха. После отключения воздуха осуществляют дозировку извести до pH пульпы 11,8÷12,3, подают сильный сульфгидрильный собиратель (например, бутиловый ксантогенат калия) и при большом расходе воздуха осуществляют выделение максимально возможного количества ценных компонентов в коллективный концентрат 2, минимизируя содержание меди и цинка в отвальных хвостах 2.The obtained collective flotation concentrate 1 is milled to a fineness class content of less than 0.074 mm 85-90% using recycled water IFC with or without lime feed for milling, the pH of the pulp at the mill drain should be in the range from 10 to 12, after which the sulfoxide reagent is dosed a reducing agent, zinc sulfate and a selective sulfhydryl reagent-collector, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate, then a rich foam product 3 is isolated by flotation with minimal air flow. After turning off the air, lime is dosed to a pulp pH of 11.8 ÷ 12.3, a strong sulfhydryl collector (for example, potassium butyl xanthate) is supplied and, at a high air flow rate, the maximum possible amount of valuable components is released into collective concentrate 2, minimizing the content of copper and zinc in tailings 2.
Коллективный концентрат 2 доизмельчают до содержания класса менее 0,074 мм 90-95% с использованием оборотной воды ИФЦ с подачей или без подачи извести в доизмельчение, pH пульпы на сливе мельницы должен находиться в диапазоне от 10 до 12, после чего дозируют сульфоксидный реагент-восстановитель, цинковый купорос и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, затем проводят выделение богатого пенного продукта 4, флотация при этом происходит при минимальном расходе воздуха.Collective concentrate 2 is crushed to a grade of less than 0.074 mm 90-95% using recycled water IFC with or without lime being grinded, the pulp pH at the mill drain should be in the range from 10 to 12, after which the sulfoxide reducing agent is dosed zinc sulfate and a selective sulfhydryl reagent-collector, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate, then a rich foam product 4 is isolated, flotation occurs with minimal air consumption.
После отключения воздуха дозируют известь до pH пульпы 11,8÷12,3, сильный сульфгидрильный собиратель и при большом расходе воздуха выделяют максимально возможное количество ценных компонентов в коллективный концентрат 3, минимизируя содержание меди и цинка в отвальных хвостах 3.After turning off the air, lime is dosed to a pulp pH of 11.8 ÷ 12.3, a strong sulfhydryl collector and, at a high air flow rate, release the maximum possible amount of valuable components into collective concentrate 3, minimizing the copper and zinc content in dump tailings 3.
Коллективный концентрат 3 доизмельчают до содержания класса менее 0,044 мм 90-95% с использованием оборотной воды ИФЦ с подачей или без подачи извести в доизмельчение, обеспечивая рН пульпы на сливе мельницы на уровне 10÷12, дозируют сульфоксидный реагент-восстановитель и селективный сульфгидрильный собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, и флотируют пульпу при минимальном расходе воздуха, получая богатых пенный продукт 5. После отключения воздуха дозируют в пульпу известь до pH 11,8÷12,3, сильный сульфгидрильный собиратель и при большом расходе воздуха выделяют максимально возможное количество ценных компонентов в коллективный концентрат 4, минимизируя содержание меди и цинка в отвальных хвостах 4.Collective concentrate 3 is crushed to a grade of less than 0.044 mm 90-95% using recycled water IFC with or without lime feed to regrind, providing pulp pH at the mill discharge at a level of 10 ÷ 12, a sulfoxide reducing agent and a selective sulfhydryl collector are metered, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate, and pulp is floated at a minimum air flow rate, obtaining a rich foam product 5. After turning off the air, lime is metered into the pulp to a pH of 11.8 ÷ 12.3, strong sulfhydryl Ratel and large air flow emit the greatest possible number of components in the bulk concentrate 4, minimizing the content of copper and zinc tailings 4.
Полученный коллективный концентрат 4 присоединяют к продукту, полученному после доизмельчения коллективного концентрата 1.The resulting collective concentrate 4 is attached to the product obtained after regrinding of the collective concentrate 1.
Богатый пенный продукт 3 присоединяют либо к богатым пенным продуктам 1 и 2, либо к богатым пенным продуктам 4 и 5 в зависимости от содержания цинка в этом концентрате.Rich foam product 3 is added either to rich foam products 1 and 2, or to rich foam products 4 and 5 depending on the zinc content in this concentrate.
Богатые пенные продукты 4 и 5 (и богатый пенный продукт 3, если содержание цинка в нем превышает 3%) направляют на медно-цинковую селекцию, которую проводят по фабричному режиму, включающему: десорбцию собирателей с поверхности объединенных медно-цинковых концентратов с помощью гидросульфида натрия с небольшими добавками активированного угля, депрессию минералов цинка цинковым купоросом, подаваемым до pH пульпы 8,3÷8,6, основную и контрольную медно-пиритную флотацию с получением готового цинкового концентрата камерным продуктом контрольной медно-пиритной флотации и одну перечистку медного концентрата, в которую подавали цинковый купорос и гидросульфид натрия. Из схемы были исключены 2-я и 3-я перечистки медного концентрата и перефлотация медного концентрата селекции.Rich foam products 4 and 5 (and rich foam product 3, if the zinc content in it exceeds 3%) is sent to copper-zinc selection, which is carried out according to the factory regime, which includes: desorption of collectors from the surface of the combined copper-zinc concentrates using sodium hydrosulfide with small additions of activated carbon, the depression of zinc minerals with zinc sulfate supplied to a pulp pH of 8.3 ÷ 8.6, the main and control copper-pyrite flotation to obtain the finished zinc concentrate with a control chamber product copper pyrite flotation and one purification of copper concentrate, in which zinc sulfate and sodium hydrosulfide were fed. The 2nd and 3rd purifications of copper concentrate and re-flotation of copper selection concentrate were excluded from the scheme.
Концентрат медной перечистки присоединяется к богатым пенным продуктам 1 и 2 (и может быть пенному продукту 3) и является готовым медным концентратом.The copper cleaning concentrate is attached to the rich foam products 1 and 2 (and may be foam product 3) and is a finished copper concentrate.
Отвальные хвосты 1, 2, 3 и 4 представляют собой объединенные отвальные хвосты.The tailings 1, 2, 3 and 4 are the combined tailings.
Эксперименты проводили на руде, специально отобранной в подземном руднике ОАО «Гайский ГОК».The experiments were carried out on ore specially selected in the underground mine of Gaysky GOK OJSC.
Продукты флотации подвергали объемным и весовым измерением, опробовали и анализировали на содержание в них меди и цинка. По результатам анализов и измерений рассчитывали материальный баланс процесса обогащения.The flotation products were subjected to volumetric and weight measurements, tested and analyzed for the content of copper and zinc in them. Based on the results of analyzes and measurements, the material balance of the enrichment process was calculated.
Предлагаемый способ описан в конкретном примере и его результат приведен в соответствующей таблице.The proposed method is described in a specific example and its result is shown in the corresponding table.
Пример 1 (опыт 1 таблицы) - реализация способа-прототипаExample 1 (experiment 1 of the table) - implementation of the prototype method
Исходную руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 60% с использованием оборотной воды ИФЦ обогатительной фабрики Гайского ГОКа в присутствии извести, причем известь подают в I стадию измельчения таким образом, чтобы на сливе мельницы концентрация свободного CaO составляла 10-20 мг/л. После этого в пульпу дозируют селективный сульфгидрильный собиратель ИМА-414-1, относящийся к классу дитиофосфатов, в количестве 1 грамм на 1 тонну руды (1 г/т) и в течение 4-х минут выделяют богатый по содержанию меди пенный продукт «медной головки» 1 (медный концентрат 1). Хвосты флотации «медной головки» 1 подвергают II стадии измельчения до содержания класса крупности менее 0,074 мм 80%) в присутствии извести, дозируют сочетание сульфгидрильных собирателей ИМА-414-1 в количестве 4 г/т и бутиловый ксантогенат калия в количестве 10 г/т и в течение 8-ми минут выделяют богатый по содержанию меди пенный продукт «медной головки» 2, который перечищают в течение 4-х минут при подаче в пульпу извести 300 г/т и цинкового купороса 150 г/т, получая в результате медный концентрат 2. Хвосты флотации «медной головки» 2 обрабатывают известью таким образом, чтобы концентрация свободного CaO составила около 112 мг/л, после чего дозируют в пульпу 100 г/т медного купороса, 45 г/т бутилового ксантогената калия и 15 г/т вспенивателя Т-80, проводя коллективную флотацию сульфидных минералов в течение 18 минут и получая достаточно бедный пенный продукт в виде концентрата коллективной флотации и камерный продукт в виде хвостов коллективной флотации. Песковую часть хвостов коллективной флотации после классификации с удалением шламовой части в виде отвальных хвостов подвергают доизмельчению до содержания класса менее 0,074 мм 75% в присутствии извести, подаваемой таким образом, чтобы содержание свободного CaO в сливе мельницы доизмельчения составило около 300 мг/л. К полученному таким способом продукту добавляют 12 г/т бутилового ксантогената калия, 5 г/т вспенивателя Т-80, после чего его флотируют в течение 10 минут, получая концентрат дофлотации и хвосты дофлотации, которые соединяют с шламовой частью продукта классификации хвостов коллективной флотации (объединенные отвальные хвосты).The initial ore is ground to a fineness class content of less than 0.074 mm 60% using recycled water from the IFC of the Gaisky GOK enrichment plant in the presence of lime, and lime is fed to the grinding stage I so that the concentration of free CaO on the mill drain is 10-20 mg / l. After that, the selective sulfhydryl collector IMA-414-1, belonging to the class of dithiophosphates, is dosed in the amount of 1 gram per 1 ton of ore (1 g / t) and a copper-rich foam product of “copper head” is isolated within 4 minutes "1 (copper concentrate 1). Flotation tails of the “copper head” 1 are subjected to grinding stage II to a fineness class content of less than 0.074 mm 80%) in the presence of lime, a combination of sulfahydryl collectors IMA-414-1 in an amount of 4 g / t and potassium butyl xanthate in an amount of 10 g / t are dosed and within 8 minutes a copper-rich foam product of the “copper head” 2 is isolated, which is cleaned for 4 minutes when 300 g / t of lime and 150% zinc sulfate are pulped into the pulp, resulting in a copper concentrate 2. Tails flotation "copper head" 2 process lime water in such a way that the concentration of free CaO is about 112 mg / l, after which 100 g / t of copper sulfate, 45 g / t of potassium butyl xanthate and 15 g / t of T-80 blowing agent are metered into the pulp, carrying out collective flotation of sulfide minerals in for 18 minutes and receiving a rather poor foam product in the form of a collective flotation concentrate and a chamber product in the form of collective flotation tails. The sand part of the collective flotation tailings, after classification with the removal of the slurry part in the form of tailings, is regrind to a grade of less than 0.074 mm 75% in the presence of lime, supplied in such a way that the content of free CaO in the discharge of the regrind mill is about 300 mg / l. To the product obtained in this way, 12 g / t of potassium butyl xanthate, 5 g / t of T-80 blowing agent are added, after which it is floated for 10 minutes to obtain a doflotation concentrate and doflotation tails, which are combined with the slurry portion of the collective flotation tailings classification product ( combined tailings).
Концентрат коллективной флотации объединяют с хвостами перечистки, полученными при выделении медного концентрата 2, и подвергают доизмельчению 1 до содержания класса менее 0,074 мм 95% в присутствии извести, причем концентрация свободного СаО на сливе мельницы должна составлять около 800 мг/л. Продукт доизмельчения 1 объединяют с концентратом дофлотации (в замкнутом цикле к ним добавляются также хвосты 1-ой медно-цинковой перечистки), обрабатывают медным купоросом в количестве 50 г/т, затем подают смесь сульфгидрильных собирателей (бутиловый ксантогенат калия 12 г/т и реагент ИМА-414-1 12 г/т) и в течение 18 минут проводят медно-цинковую флотацию, получая пенный продукт в виде медно-цинкового концентрата и камерный продукт (пиритный продукт) в виде третьей составной части объединенных отвальных хвостов.The collective flotation concentrate is combined with the purification tailings obtained by isolating the copper concentrate 2 and regrind 1 to a grade content of less than 0.074 mm 95% in the presence of lime, and the concentration of free CaO at the mill discharge should be about 800 mg / l. The regrind product 1 is combined with the doflotation concentrate (in the closed cycle, the tails of the 1st copper-zinc treatment are also added to them), treated with copper sulfate in an amount of 50 g / t, then a mixture of sulfhydryl collectors (potassium butyl xanthate 12 g / t and reagent IMA-414-1 12 g / t) and for 18 minutes conduct copper-zinc flotation, receiving a foam product in the form of copper-zinc concentrate and a chamber product (pyrite product) in the form of the third component of the combined tailings.
Концентрат медно-цинковой флотации после доизмельчения 2 до содержания класса менее 0,044 мм 95% в присутствии извести, подаваемой таким образом, чтобы концентрация свободного CaO на сливе мельницы составляла 900 мг/л, подвергают 1-ой медно-цинковой флотации, проводимой в течение 10 минут после подачи 0,2 г/т бутилового ксантогената калия (в замкнутом цикле в питание 1-ой медно-цинковой перечистки добавляются также хвосты 2-ой медно-цинковой перечистки), получая пенный продукт в виде концентрата 1-ой медно-цинковой перечистки и камерный продукт в виде хвостов 1-ой медно-цинковой перечистки. Концентрат 1-ой медно-цинковой перечистки после добавки 300 г/т извести направляется на 2-ую медно-цинковую перечистку, которая проводится в течение 7 минут (в замкнутом цикле в питание 2-ой медно-цинковой перечистки добавляются также хвосты 3-ей медно-цинковой перечистки, проводимой в течение 5 минут. Концентрат 3-ей медно-цинковой перечистки является медно-цинковым концентратом, который направляется на селекцию, осуществляемую по фабричному режиму, включающему: десорбцию реагентов сернистым натрием (расход примерно 400 г/руды) с небольшими добавками активированного угля (10-20 г/т), депрессию флотации минералов цинка цинковым купоросом (700 г/т руды), основную и контрольную медную флотацию и три перечистки медного концентрата. Камерным продуктом контрольной медной флотации получают готовый цинковый концентрат. Дополнительно проводят перефлотацию (4-я перечистка) медного концентрата селекции с подачей депрессоров - извести и цинкового купороса. Концентрат перефлотации объединяется с медными концентратами 1 и 2 и является готовым медным концентратом.The concentrate of copper-zinc flotation after regrinding 2 to a grade of less than 0.044 mm 95% in the presence of lime supplied in such a way that the concentration of free CaO at the mill discharge is 900 mg / l, is subjected to the first copper-zinc flotation carried out for 10 minutes after feeding 0.2 g / t of potassium butyl xanthate (in a closed cycle, the tails of the second copper-zinc treatment are also added to the food of the first copper-zinc treatment), receiving a foam product in the form of a concentrate of the first copper-zinc treatment and chamber product in the form tails of the 1st copper-zinc treatment. After adding 300 g / t lime, the concentrate of the first copper-zinc treatment is sent to the second copper-zinc treatment, which is carried out for 7 minutes (tails of the third are also added to the food of the second copper-zinc cleaning in a closed cycle) of copper-zinc scavenging, carried out for 5 minutes, the concentrate of the 3rd copper-zinc scrubbing is a copper-zinc concentrate, which is sent to the selection carried out according to the factory mode, including: desorption of reagents with sodium sulfide (consumption of about 400 g / ore) with small up activated carbon (10-20 g / t), depression of flotation of zinc minerals with zinc sulfate (700 g / t of ore), the main and control copper flotation and three purifications of copper concentrate. Ready-made zinc concentrate is obtained as a chamber product of control copper flotation. (4th purification) of a copper selection concentrate with the supply of depressants - lime and zinc sulfate.The re-flotation concentrate is combined with copper concentrates 1 and 2 and is a finished copper concentrate.
Содержание металлов в готовом медном концентрате составило: меди 20,16%, цинка 3,55%, при извлечении соответственно 82,98% и 34,86%; содержание металлов в готовом цинковом концентрате составило: цинка 48,23%, меди 2,83%, при извлечении соответственно 43,85% и 1,08%.The metal content in the finished copper concentrate was: copper 20.16%, zinc 3.55%, with the extraction respectively 82.98% and 34.86%; the metal content in the finished zinc concentrate was: zinc 48.23%, copper 2.83%, with the extraction of 43.85% and 1.08%, respectively.
Удельные расходы реагентов здесь и в последующих примерах приведены в граммах на 1 тонну исходной руды. Извлечения металлов здесь и в последующих примерах рассчитаны от исходной руды.The specific consumption of reagents here and in the following examples are given in grams per 1 ton of initial ore. The metal recovery here and in the following examples are calculated from the original ore.
Пример 2 (опыт 2 таблицы) - реализация предлагаемого способаExample 2 (experience 2 tables) - implementation of the proposed method
Исходную медно-цинковую пиритсодержащую руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 70% с использованием оборотной воды ИФЦ обогатительной фабрики Гайского ГОКа в присутствии извести, причем известь подают таким образом, чтобы на сливе мельницы первичного измельчения иметь рН пульпы, равном 10,7, после чего дозируют реагент-восстановитель пиросульфит натрия, относящийся к классу сульфоксидных соединений, в количестве 350 г/т, затем дозируют 300 г/т цинкового прироста и 11,5 г/т селективного сульфгидрильного собирателя, представляющего собой смесь, состоящую из 60% диизобутил-дитиофосфата натрия и 40% O-изобутил-N-этоксикарбонилтионокарбамата, проводя после этого в течение 3-х минут выделение богатого по содержанию меди пенного продукта 1 (концентрат «медной головки» 1) при минимальном расходе воздуха во флотацию. После отключения подачи воздуха осуществляют вторую дозировку пиросульфита натрия в количестве 250 г/т и при минимальном расходе воздуха выделяют богатый по содержанию меди пенный продукт 2 (концентрат «медной головки» 2), проводя флотацию в течение 2-х минут. Отключают подачу воздуха, дозируют в пульпу известь таким образом, чтобы к концу 2-минутной агитации с ней достичь pH 11,9 и при дробной подаче сильного сульфгидрильного собирателя бутилового ксантогената калия в суммарном количестве 50 г/т осуществляют коллективную флотацию сульфидных минералов в течение 18 минут при большом расходе воздуха, получая относительно бедный по содержанию меди пенный продукт в виде коллективного концентрата 1 и камерный продукт в виде отвальных хвостов 1 с минимальным содержанием меди и цинка в нем.The initial copper-zinc pyrite-containing ore is crushed to a fineness class content of less than 0.074 mm 70% using recycled water of the IFC of the Gaysky GOK enrichment plant in the presence of lime, and lime is fed in such a way that the pulp pH is 10.7 on the discharge of the primary grinding mill, then the reagent reducing agent sodium pyrosulfite, belonging to the class of sulfoxide compounds, is dosed in an amount of 350 g / t, then 300 g / t of zinc growth and 11.5 g / t of selective sulfhydryl collector are dosed, representing a melting mixture consisting of 60% sodium diisobutyl dithiophosphate and 40% O-isobutyl-N-ethoxycarbonylthionocarbamate, after which, after 3 minutes, a copper-rich foam product 1 is isolated (copper head concentrate 1) with a minimum air flow rate in flotation. After turning off the air supply, a second dosage of sodium pyrosulphite is carried out in an amount of 250 g / t, and at a minimum air flow rate, foam product 2 (copper head concentrate 2), rich in copper content, is isolated by flotation for 2 minutes. Turn off the air supply, dispense lime into the pulp in such a way that by the end of the 2-minute agitation with it, it reaches a pH of 11.9 and, when the strong sulfhydryl collector of potassium butyl xanthate collector is fed in a total amount of 50 g / t, collectively flotate sulfide minerals for 18 minutes at a high air flow rate, receiving a foam product relatively poor in copper content in the form of collective concentrate 1 and a chamber product in the form of tailings 1 with a minimum content of copper and zinc in it.
Коллективный концентрат 1 доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 88% с использованием оборотной воды ИФЦ, подавая известь в доизмельчение 1 таким образом, чтобы на сливе мельницы доизмельчения 1 иметь pH пульпы 10,7, после чего дозируют реагент-восстановитель пиросульфит натрия в количестве 150 г/т, цинковый купорос 50 г/т и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата в количестве 4 г/т, проводя после этого в течение 3-х минут выделение богатого по содержанию меди пенного продукта 3 при минимальном расходе воздуха во флотацию. После отключения воздуха дозируют известь до pH пульпы, равного 12,0, подают сильный сульфгидрильный собиратель бутиловый ксантогенат калия в количестве 6 г/т и, проводя флотацию в течение 12 минут, получают относительно бедный по содержанию меди пенный продукт в виде коллективного концентрата 2 и камерный продукт в виде отвальных хвостом 2 с минимальным содержанием меди и цинка в нем.Collective concentrate 1 is crushed to a fineness class content of less than 0.074 mm 88% using recycled water IFZ, feeding lime to crushing 1 so that the pulp pH 1 is drained at the draining mill 1, and then sodium pyrosulphite reducing agent is dosed in an amount 150 g / t, zinc sulfate 50 g / t and a selective sulfhydryl reagent-collector, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate in an amount of 4 g / t, after which, after 3 minutes, a copper-rich foam is released th product 3 with a minimum flow rate of air in flotation. After turning off the air, lime is dosed to a pulp pH of 12.0, a strong sulfhydryl collector potassium butyl xanthate is fed in an amount of 6 g / t and, after flotation for 12 minutes, a relatively foamy foam product is obtained in the form of a collective concentrate 2 and chamber product in the form of tail tail 2 with a minimum content of copper and zinc in it.
Коллективный концентрат 2 доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 93% с использованием оборотной воды ИФЦ с подачей извести в доизмельчение 2 таким образом, чтобы на сливе мельницы доизмельчения иметь pH пульпы 10,7, после чего дозируют реагент-восстановитель пиросульфит натрия в количестве 100 г/т, цинковый купорос 25 г/т и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата в количестве 2,5 г/т, проводя затем в течение 3-х минут выделение богатого пенного продукта 4 при минимальном расходе воздуха во флотацию. После отключения воздуха в оставшуюся часть пульпы добавляют известь таким образом, чтобы после 2-х минут агитации с ней иметь pH пульпы 12,2, сильный сульфгидрильный собиратель бутиловый ксантогенат калия в количестве 3 г/т и, проводя флотацию при большом расходе воздуха, получают относительно бедный по содержанию меди пенный продукт в виде коллективного концентрата 3 и камерный продукт в виде отвальных хвостов 3 с минимальным содержанием меди и цинка в нем.Collective concentrate 2 is crushed to a fineness class content of less than 0.074 mm 93% using recycled water IFC with lime feed to grinding 2 so that the pulp has a pulp pH of 10.7 on the drain of the grinder, after which sodium pyrosulfite reagent is dosed in an amount of 100 g / t, zinc sulfate 25 g / t and a selective sulfhydryl reagent-collector, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate in an amount of 2.5 g / t, then isolating a rich foam product 4 for 3 minutes at a minimum nom flow of air in flotation. After turning off the air, lime is added to the remaining part of the pulp in such a way that after 2 minutes of agitation with it, it has a pulp pH of 12.2, a strong sulfhydryl collector potassium butyl xanthate in an amount of 3 g / t and, by flotation at a high air flow rate, a relatively poor copper content foam product in the form of a collective concentrate 3 and a chamber product in the form of dump tailings 3 with a minimum content of copper and zinc in it.
Коллективный концентрат 3 доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,044 мм 95% с использованием оборотной воды ИФЦ при подаче извести в доизмельчение 3 таким образом, чтобы на сливе мельницы доизмельчения иметь pH пульпы 10,7, после чего дозируют реагент-восстановитель пиросульфит натрия в количестве 30 г/т и селективный сульфгидрильный реагент-собиратель, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, в количестве 2 г/т, проводя затем в течение 3-х минут выделение богатого пенного продукта 5 при минимальном расходе воздуха во флотацию. После отключения воздуха в оставшуюся часть флотационной пульпы дозируют известь таким образом, чтобы к концу 2-минутной агитации с ней pH пульпы был 12,3, и сильный сульфгидрильный собиратель бутиловый ксантогенат калия в количестве 1 г/т и при большом расходе воздуха выделяют относительно бедный по содержанию меди пенный продукт в виде коллективного концентрата 4 и камерный продукт в виде отвальных хвостов 4 с минимальным содержанием меди и цинка в нем.Collective concentrate 3 is milled to a fineness class content of less than 0.044 mm 95% using recycled water of the IFZ when lime is fed to milling 3 so that the pulp has a pulp pH of 10.7 on the drain of the milling mill, after which sodium pyrosulfite reagent is dosed in an amount of 30 g / t and a selective sulfhydryl reagent-collector, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate, in an amount of 2 g / t, then isolating a rich foam product 5 for 3 minutes with a minimum air consumption of about flotation. After turning off the air, lime is dosed in the remaining part of the flotation pulp in such a way that by the end of the 2-minute agitation with it the pulp has a pH of 12.3 and a strong sulfhydryl collector potassium butyl xanthate in an amount of 1 g / t and at a high air flow rate, relatively poor by the copper content, a foam product in the form of a collective concentrate 4 and a chamber product in the form of dump tailings 4 with a minimum content of copper and zinc in it.
Полученный коллективный концентрат 4 в опытах, поставленных по принципу непрерывного процесса (замкнутый цикл), присоединяют к продукту, полученному после доизмельчения коллективного концентрата 1.The obtained collective concentrate 4 in the experiments set by the principle of a continuous process (closed cycle) is attached to the product obtained after the regrinding of the collective concentrate 1.
Богатый пенный продукт 3 присоединяют к богатым пенным продуктам 1 и 2. Такой объединенный концентрат представляет собой большую часть готового медного концентрата.Rich foam product 3 is added to rich foam products 1 and 2. Such a combined concentrate is the majority of the finished copper concentrate.
Отвальные хвосты 1, 2, 3 и 4 объединяют и получают суммарные отвальные хвосты.The tailings 1, 2, 3 and 4 are combined and the total tailings are obtained.
Богатые пенные продукты 4 и 5 объединяют и направляют в операцию медно-цинковой селекции, осуществляемую по режиму фабричной технологии, включающему десорбцию собирателей с поверхности объединенных пенных продуктов 4 и 5, проводимую при подаче гидросульфида натрия в количестве 150 г/т с добавками активированного угля 15 г/т, после чего депрессируют минералы цинка дозировками цинкового купороса, который подают таким образом, чтобы pH пульпы в питании медно-пиритной флотации был 8,4, добавляют сильный сульфидрильный собиратель бутиловый ксантогенат калия в количестве 3 г/т, после чего осуществляют основную медно-пиритную флотацию в течение 6-ти минут, получая пенный продукт 6 в виде концентрата основной медно-пиритной флотации и камерный продукт в виде хвостов основной медно-пиритной флотации. К последнему доставляют 1,5 г/т сильного сульфгидрильного собирателя бутилового ксантогената калия и при большом расходе воздуха проводят контрольную медно-пиритную флотацию в течение 6 минут, получая пенный продукт в виде концентрата контрольной медно-пиритной флотации (так называемый цинковый промпродукт) и камерный продукт в виде готового цинкового концентрата.Rich foam products 4 and 5 are combined and sent to the copper-zinc selection operation, carried out according to the factory technology regime, which includes desorption of collectors from the surface of the combined foam products 4 and 5, carried out by feeding sodium hydrosulfide in an amount of 150 g / t with the addition of activated carbon 15 g / t, after which zinc minerals are depressed in dosages of zinc sulfate, which is supplied so that the pulp pH in the feed of copper pyrite flotation is 8.4, a strong butyl xantho collector is added The Senate potassium in an amount of 3 g / m, followed by basic copper-pyrite flotation for 6 minutes to obtain foam product 6 as a basic copper-concentrate pyrite flotation chamber and the product in the form of basic copper-tails pyrite flotation. 1.5 g / t of a strong sulfhydryl collector of potassium butyl xanthate is delivered to the latter and, at a high air flow rate, a control copper-pyrite flotation is carried out for 6 minutes, receiving a foam product in the form of a concentrate of control copper-pyrite flotation (the so-called zinc intermediate product) and chamber product in the form of finished zinc concentrate.
Концентрат основной медно-пиритной флотации (пенный продукт 6) подвергают медной перечистке, в питание которой подают 16 г/т гидросульфида натрия и 33 г/т цинкового купороса, после чего проводят выделение богатого пенного продукта 8, который представляет собой медный концентрат селекции, и камерного продукта в виде хвостов медной перечистки.The concentrate of the main copper pyrite flotation (foam product 6) is subjected to copper refining, which is fed with 16 g / t of sodium hydrosulfide and 33 g / t of zinc sulfate, after which a rich foam product 8, which is a copper selection concentrate, is isolated, and chamber product in the form of tails of copper stripping.
В опытах, поставленных по принципу непрерывного процесса, хвосты медной перечистки и концентрат контрольной медно-пиритной флотации (цинковый промпродукт) заворачиваются в операцию десорбции.In the experiments performed according to the principle of a continuous process, the copper tailings and the concentrate of control copper-pyrite flotation (zinc intermediate product) are wrapped in a desorption operation.
Медный концентрат селекции (пенный продукт 8) присоединяют к богатым пенным продуктам 1, 2 и 3 и получают объединенный медный концентрат, представляющий собой готовую продукцию.Selection copper concentrate (foam product 8) is added to rich foam products 1, 2 and 3 to form a combined copper concentrate, which is a finished product.
Реализация предлагаемого способа постадийного выделения медных минералов в богатые по содержанию меди пенные продукты обеспечивает получение объединенного готового медного концентрата, содержащего 23,71% меди и 2,9% цинка, при извлечении металлов соответственно 84,89% и 24,63%, а также готового цинкового концентрата, содержащего 56,02% цинка и 2,23% меди, при извлечении металлов соответственно 55,49% и 0,93%.Implementation of the proposed method for the stepwise separation of copper minerals into copper-rich foam products provides a combined finished copper concentrate containing 23.71% copper and 2.9% zinc, while extracting metals, respectively 84.89% and 24.63%, as well as finished zinc concentrate containing 56.02% zinc and 2.23% copper, with the extraction of metals, respectively, 55.49% and 0.93%.
По сравнению с технологией, реализованной в соответствии со способом-прототипом, качество готового медного концентрата по меди повышено на 3,55%, прирост извлечения меди в готовый медный концентрат составил 1,91%. Качество готового цинкового концентрата по цинку повышено на 1,19%, прирост извлечения цинка в готовый цинковый концентрат составил 11,64%.Compared with the technology implemented in accordance with the prototype method, the quality of the finished copper concentrate in copper is increased by 3.55%, the increase in copper extraction in the finished copper concentrate was 1.91%. The quality of the finished zinc concentrate for zinc increased by 1.19%, the increase in zinc extraction in the finished zinc concentrate was 11.64%.
Пример 3 (опыт 3 таблицы) - второй вариант реализации предлагаемого способаExample 3 (experiment 3 tables) - the second embodiment of the proposed method
С целью удешевления реагентного режима по предлагаемому «Способу селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд» предлагается второй вариант реализации.In order to reduce the cost of the reagent regime according to the proposed “Method for the selective separation of copper minerals into concentrates in the enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores”, a second embodiment is proposed.
Исходную медно-цинковую пиритсодержащую руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 70% с использованием оборотной воды ИФЦ обогатительной фабрики Гайского ГОКа в присутствии извести, которую подают таким образом, чтобы обеспечить на сливе мельницы первичного измельчения pH пульпы 10,7, после чего дозируют реагент-восстановитель пиросульфит натрия, относящийся к классу сульфоксидных соединений, в количестве 350 г/т, затем дозируют 300 г/т цинкового купороса и 11,5 г/т селективного сульфгидрильного собирателя, представляющего собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, проводя после этого в течение 3-х минут выделения богатого по содержанию меди пенного продукта 1 (концентрат «медной головки» 1) при минимальном расходе воздуха во флотацию. После отключения воздуха осуществляют вторую дозировку пиросульфита натрия в количестве 250 г/т и при минимальном расходе воздуха выделяют богатый по содержанию меди пенный продукт 2 (концентрат «медной головки» 2), проводя флотацию в течение 2-х минут. Отключают подачу воздуха, дозируют в пульпу известь таким образом, чтобы к концу 2-минутной агитации с ней достичь pH 11,9 и при дробной подаче сильного сульфгидрильного собирателя бутилового ксантогената калия в суммарном количестве 50 г/т осуществляют коллективную флотацию сульфидных минералов в течение 18 минут при большом расходе воздуха, получая относительно бедный по содержанию меди пенный продукт в виде коллективного концентрата и камерный продукт в виде отвальных хвостов 1 с минимальным содержанием меди и цинка в нем.The initial copper-zinc pyrite-containing ore is crushed to a fineness class content of less than 0.074 mm 70% using recycled water of the IFC of the Gaysky GOK enrichment plant in the presence of lime, which is fed in such a way as to ensure a pulp pH of 10.7 on the discharge mill, after which it is dosed a reducing agent reagent sodium pyrosulfite, belonging to the class of sulfoxide compounds, in an amount of 350 g / t, then 300 g / t of zinc sulfate and 11.5 g / t of selective sulfhydryl collector representing oh mixture dithiophosphate and thionocarbamates, conducting thereafter for 3 minutes allocation rich copper content of the foam product 1 (concentrate "copper head" 1) at a minimum flow of air in flotation. After turning off the air, a second dosage of sodium pyrosulphite is carried out in an amount of 250 g / t and, at a minimum air flow rate, a foam-rich product 2 (copper head concentrate 2) is isolated by flotation for 2 minutes. Turn off the air supply, dispense lime into the pulp in such a way that by the end of the 2-minute agitation with it, it reaches a pH of 11.9 and, when the strong sulfhydryl collector of potassium butyl xanthate collector is fed in a total amount of 50 g / t, collectively flotate sulfide minerals for 18 minutes at a high air flow rate, receiving a foam product relatively poor in copper content in the form of a collective concentrate and a chamber product in the form of dump tailings 1 with a minimum content of copper and zinc in it.
Коллективный концентрат доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 95% в присутствии извести, которую подают таким образом, чтобы обеспечить на сливе мельницы доизмельчения концентрацию свободного CaO 750 мг/л, после чего дозируют в пульпу 4,5 г/т сильного сульфгидрильного собирателя бутилксантогената калия и проводят 1-ую медно-цинковую перечистку в течение 8-ми минут при умеренном расходе воздуха, получая пенный продукт в виде концентрата 1-ой медно-цинковой перечистки и камерный продукт в виде хвостов 1-ой медно-цинковой перечистки.The collective concentrate is refined to a fineness class content of less than 0.074 mm 95% in the presence of lime, which is fed in such a way as to ensure a free CaO concentration of 750 mg / L on the mill grinder discharge, after which 4.5 g / t of strong sulfhydryl butyl xanthogen collector are dosed potassium and conduct the first copper-zinc scrubbing for 8 minutes at a moderate air flow rate, receiving a foam product in the form of a concentrate of the first copper-zinc scrubbing and a chamber product in the form of tails of the first copper-zinc scaling weave.
Камерный продукт 1-ой медно-цинковой перечистки, который должен содержать около 500 мг/л свободного СаО, подвергают дофлотации в течение 10 минут при дробной подаче сильного сульфгидрильного собирателя бутилового ксантогената калия, дозируемого в суммарном количестве 3,5 г/т, получая пенный продукт в виде концентрата дофлотации и камерный продукт в виде отвальных хвостов 2.The chamber product of the first copper-zinc scrubbing, which should contain about 500 mg / L of free CaO, is subjected to doflotation for 10 minutes with the fractional supply of a strong sulfhydryl collector of potassium butyl xanthate dosed in a total amount of 3.5 g / t, obtaining a foam a product in the form of a doflotation concentrate and a chamber product in the form of tailings 2.
Песковую часть концентрата дофлотации в опытах по принципу непрерывного процесса (замкнутый цикл) заворачивают в доизмельчение 1, а шламовую часть присоединяют к продукту после доизмельчения 1.The sand part of the doflotation concentrate in experiments on the principle of a continuous process (closed cycle) is wrapped in grinding 1, and the sludge part is attached to the product after grinding 1.
Концентрат 1-ой медно-цинковой перечистки доизмельчают до содержания класса крупности менее 0,044 мм 95% в присутствии извести, которую подают таким образом, чтобы на сливе мельницы доизмельчения 2 обеспечить концентрацию свободного CaO 850 мг/л, после чего дозируют в пульпу 2 г/т сильного сульфгидрильного собирателя бутилового ксантогената калия и при умеренном расходе воздуха в течение 8-ми минут проводят 2-ую медно-цинковую перечистку, получая пенный продукт в виде концентрата 2-ой медно-цинковой перечистки и камерный продукт в виде хвостов 2-ой медно-цинковой перечистки.The concentrate of the first copper-zinc scrubbing is regrind to a fineness class content of less than 0.044 mm 95% in the presence of lime, which is fed in such a way as to ensure free CaO concentration of 850 mg / l on the discharge of the refinishing mill 2, and then 2 g / t of a strong sulfhydryl collector of potassium butyl xanthate and at a moderate air consumption for 8 minutes, a second copper-zinc scrubbing is carried out, obtaining a foam product in the form of a concentrate of the second copper-zinc scrubbing and a chamber product in the form of tails of the second copper-zinc scraping.
Хвосты 2-ой медно-цинковой перечистки в опытах по принципу непрерывного процесса присоединяют к продукту, полученному после доизмельчения 1.The tails of the 2nd copper-zinc refining in experiments on the principle of a continuous process are attached to the product obtained after regrinding 1.
Концентрата 2-ой медно-цинковой перечистки обрабатывают известью таким образом, чтобы обеспечить концентрацию свободного CaO 900 мг/л и при минимальном расходе воздуха проводят 4-минутную 3-ю медно-цинковую перечистку, получая пенный продукт в виде концентрата 3-ей медно-цинковой перечистки и камерный продукт в виде хвостов 3-ей медно-цинковой перечистки.The concentrate of the 2nd copper-zinc treatment is treated with lime in such a way as to ensure a concentration of free CaO of 900 mg / l and, with a minimum air flow rate, a 4-minute 3rd copper-zinc treatment is performed to obtain a foam product in the form of a concentrate of the 3rd copper-zinc zinc cleaning and chamber product in the form of tails of the 3rd copper-zinc cleaning.
Хвосты 3-ей медно-цинковой перечистки в опытах по принципу непрерывного процесса присоединяют к продукту после доизмельчения 2.Tails of the 3rd copper-zinc refining in experiments on the principle of a continuous process are attached to the product after regrinding 2.
Концентрат 3-ей медно-цинковой перечистки направляют на селекцию медно-цинкового концентрата, которую проводят аналогично тому, как было описано в примере 2.The concentrate of the 3rd copper-zinc refining is sent to the selection of copper-zinc concentrate, which is carried out similarly as described in example 2.
Медный концентрат селекции объединяют с богатыми пенными продуктами 1 и 2 (концентраты «медных головок» 1 и 2) и получают готовый медный концентрат.Selection copper concentrate is combined with rich foam products 1 and 2 (“copper heads” concentrates 1 and 2) and a finished copper concentrate is obtained.
Готовым цинковым концентратом является камерный продукт контрольной медно-пиритной флотации.Finished zinc concentrate is a chamber product of control copper-pyrite flotation.
Реализация такого варианта способа постадийного выделения медных минералов в богатые по содержанию меди пенные продукты обеспечивает получение объединенного готового медного концентрата, содержащего 22,98% меди и 2,75% цинка, при извлечении металлов соответственно 83,17% и 23,8%; а также готового цинкового концентрата, содержащего 54,37% цинка и 3,49% меди, при извлечении металлов соответственно 51,57% и 1,38%.The implementation of such a variant of the method for the stepwise separation of copper minerals into foam-rich products ensures the production of a combined finished copper concentrate containing 22.98% copper and 2.75% zinc, while extracting metals, respectively, 83.17% and 23.8%; as well as finished zinc concentrate containing 54.37% zinc and 3.49% copper, with the extraction of metals, respectively 51.57% and 1.38%.
По сравнению с технологией, реализованной в соответствии со способом-прототипом, качество готового медного концентрата по меди повышено на 2,82%, прирост извлечения меди в готовый медный концентрат составил 0,19%. Качество готового цинкового концентрата по цинку повышено на 6,14%, прирост извлечения цинка в готовый цинковый концентрата составил 7,74%.Compared with the technology implemented in accordance with the prototype method, the quality of the finished copper concentrate in copper is increased by 2.82%, the increase in copper extraction in the finished copper concentrate was 0.19%. The quality of the finished zinc concentrate for zinc increased by 6.14%, the increase in the extraction of zinc in the finished zinc concentrate was 7.74%.
Пример 4 (опыт 4 таблицы) - третий вариант реализации предлагаемого способаExample 4 (experiment 4 tables) - the third embodiment of the proposed method
С целью удешевления реагентного режима по предлагаемому «Способу селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд» предлагается третий вариант реализации.In order to reduce the cost of the reagent regime according to the proposed "Method for the selective separation of copper minerals into concentrates in the enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores" a third implementation option is proposed.
Исходную медно-цинковую пиритсодержащую руду измельчают до содержания класса крупности менее 0,074 мм 70% с использованием оборотной воды ИФЦ обогатительной фабрики Гайского ГОКа в присутствии извести, которую подают таким образом, чтобы на сливе мельницы первичного измельчения обеспечить pH пульпы 12,0, после чего дробно дозируют сильный сульфгидрильный собиратель бутиловый ксантогенат калия в суммарном количестве 50 г/т и при большом расходе воздуха осуществляют коллективную флотацию сульфидных минералов в течение 18 минут, получая в результате пенный продукт в виде коллективного концентрата 1 и камерный продукт в виде отвальных хвостов 1.The initial copper-zinc pyrite-containing ore is crushed to a fineness class content of less than 0.074 mm 70% using recycled water of the IFC of the Gaysky GOK concentrator in the presence of lime, which is fed in such a way that the pulp has a pH of 12.0 at the discharge of the primary grinding mill, and then fractionally potassium butyl xanthate potassium in a total amount of 50 g / t is dosed with a strong sulfhydryl collector and, at a high air flow rate, collective flotation of sulfide minerals is carried out for 18 minutes, resulting in a result There is a foam product in the form of a collective concentrate 1 and a chamber product in the form of tailings 1.
Коллективный концентрат 1 перерабатывают аналогично тому, как было описано в примере 2, с той лишь разницей, что в данном случае получают три богатых по содержанию меди пенных продукта, первый из которых представляет собой большую часть готового медного концентрата, а второй и третий - богатые по содержанию меди пенные продукты, направляемые в медно-цинковую селекцию, перерабатываются аналогично тому, как было описано в примере 2.Collective concentrate 1 is processed in the same way as described in example 2, with the only difference being that in this case, three copper-rich foam products are obtained, the first of which is most of the finished copper concentrate, and the second and third are rich in the content of copper foam products sent to copper-zinc selection are processed in the same way as described in example 2.
Реализация такого способа постадийного выделения медных минералов в богатые по содержанию меди пенные продукты обеспечивает получение объединенного готового медного концентрата, содержащего 23,29% меди и 2,92% цинка, при извлечении металлов соответственно 84,31% и 25,09%; а также готового цинкового концентрата, содержащего 55,23% цинка и 1,86% меди, при извлечении металлов соответственно 53,33% и 0,76%».The implementation of this method of step-by-step separation of copper minerals into foam-rich products ensures the production of a combined finished copper concentrate containing 23.29% copper and 2.92% zinc, while extracting metals, respectively 84.31% and 25.09%; as well as finished zinc concentrate containing 55.23% zinc and 1.86% copper, with the recovery of metals 53.33% and 0.76%, respectively. ”
По сравнению с технологией, реализованной в соответствии со способом-прототипом, качество готового медного концентрата по меди повышено на 3,13%, прирост извлечения меди в готовый медный концентрата составил 1,33%. Качество готового цинкового концентрата по цинку повышено на 7,0%, прирост извлечения цинка в готовый цинковый концентрат составил 9,48%.Compared with the technology implemented in accordance with the prototype method, the quality of the finished copper concentrate in copper is increased by 3.13%, the increase in copper extraction in the finished copper concentrate was 1.33%. The quality of the finished zinc concentrate for zinc increased by 7.0%, the increase in zinc extraction in the finished zinc concentrate was 9.48%.
В таблице приведены примеры реализации заявляемого способа при замене сульфоксидного реагента-восстановителя пиросульфита натрия на другие сульфоксидные реагенты-восстановители: гидросульфит натрия (опыт 5 таблицы) и сульфит натрия (опыт 6 таблицы), а также примеры, показывающие невозможность получения заявляемых высоких технологических показателей в случае раздельного применения сульфоксидного реагента-восстановителя пиросульфита натрия и селективного реагента-собирателя, представляющего собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата (опыты 7 и 8).The table shows examples of the implementation of the proposed method when replacing a sulfoxide reagent reducing agent of sodium pyrosulfite with other sulfoxide reagents reducing agents: sodium hydrosulfite (experiment 5 tables) and sodium sulfite (experiment 6 tables), as well as examples showing the impossibility of obtaining the claimed high technological parameters in in case of separate use of sodium pyrosulfite reducing agent sulfoxide reagent and selective collector reagent, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate a (experiments 7 and 8).
Анализ полученных результатов свидетельствует, что использование предлагаемого способа селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд путем применения реагентной композиции из реагента-восстановителя, относящегося к классу сульфоксидных соединений, и селективного сульфгидрильного реагента-собирателя, представляющего собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата, позволяет постадийно выделять медные минералы в богатые по содержанию меди пенные продукты. В результате обеспечивается, по сравнению с режимом по способу-прототипу, повышение содержания меди в готовом медном концентрате на 2,82-3,55% при одновременном приросте извлечения меди в него на 0,19-1,95%, а также повышение содержания цинка в готовом цинковом концентрате на 6,14-7,88%) при одновременном приросте извлечения цинка в него на 6,14-11,64%.An analysis of the results indicates that the use of the proposed method for the selective separation of copper minerals into concentrates in the enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores by using a reagent composition from a reducing agent reagent belonging to the class of sulfoxide compounds and a selective sulfhydryl collector reagent, which is a mixture of dithiophosphate and thionocarbamate , allows stepwise separation of copper minerals into foam-rich products in terms of copper content. The result is, in comparison with the mode of the prototype method, an increase in the copper content in the finished copper concentrate by 2.82-3.55% with a simultaneous increase in the extraction of copper into it by 0.19-1.95%, as well as an increase in the content zinc in the finished zinc concentrate by 6.14-7.88%) with a simultaneous increase in the extraction of zinc into it by 6.14-11.64%.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009147153/03A RU2425720C1 (en) | 2009-12-21 | 2009-12-21 | Selective extraction method of copper minerals to concentrates at enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009147153/03A RU2425720C1 (en) | 2009-12-21 | 2009-12-21 | Selective extraction method of copper minerals to concentrates at enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2425720C1 true RU2425720C1 (en) | 2011-08-10 |
Family
ID=44754476
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009147153/03A RU2425720C1 (en) | 2009-12-21 | 2009-12-21 | Selective extraction method of copper minerals to concentrates at enrichment of copper-zinc pyrite-containing ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2425720C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2588088C1 (en) * | 2015-05-05 | 2016-06-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method for flotation separation of bulk copper-lead concentrate |
| RU2613687C1 (en) * | 2015-12-30 | 2017-03-21 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for enrichment polymetallic ores containing nickel, copper and iron sulfide minerals |
| US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
| CN115155820A (en) * | 2022-07-11 | 2022-10-11 | 中南大学 | A method for strengthening zinc-sulfur separation and flotation |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU181565A1 (en) * | А. Бел ев, Н. Г. Коркина , Е. А. Фирсов Я,гп вителиНаучно исследовательский , проектный институт Ыгк | |||
| SU118472A1 (en) * | 1958-05-12 | 1958-11-30 | Р.Н. Беловод | The method of obtaining pyrite concentrates from the tailings of copper and zinc flotation |
| GB2163068A (en) * | 1984-08-17 | 1986-02-19 | American Cyanamid Co | Collectors and froth flotation processes for metal sulfide ores |
| RU2038860C1 (en) * | 1992-08-24 | 1995-07-09 | Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "УНИПРОМЕДЬ" | Method of selective flotation of sulfide copper-zinc ores |
| RU2135298C1 (en) * | 1998-03-06 | 1999-08-27 | Московский государственный институт стали и сплавов (технологический университет) | Copper-zinc concentrate separation process |
| RU2294244C2 (en) * | 2004-01-09 | 2007-02-27 | Марк Григорьевич Видуецкий | Method of concentration of sulfide copper and zinc ores |
Family Cites Families (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU181565A3 (en) * | 1964-10-31 | 1966-07-09 |
-
2009
- 2009-12-21 RU RU2009147153/03A patent/RU2425720C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU181565A1 (en) * | А. Бел ев, Н. Г. Коркина , Е. А. Фирсов Я,гп вителиНаучно исследовательский , проектный институт Ыгк | |||
| SU118472A1 (en) * | 1958-05-12 | 1958-11-30 | Р.Н. Беловод | The method of obtaining pyrite concentrates from the tailings of copper and zinc flotation |
| GB2163068A (en) * | 1984-08-17 | 1986-02-19 | American Cyanamid Co | Collectors and froth flotation processes for metal sulfide ores |
| RU2038860C1 (en) * | 1992-08-24 | 1995-07-09 | Уральский научно-исследовательский и проектный институт медной промышленности "УНИПРОМЕДЬ" | Method of selective flotation of sulfide copper-zinc ores |
| RU2135298C1 (en) * | 1998-03-06 | 1999-08-27 | Московский государственный институт стали и сплавов (технологический университет) | Copper-zinc concentrate separation process |
| RU2294244C2 (en) * | 2004-01-09 | 2007-02-27 | Марк Григорьевич Видуецкий | Method of concentration of sulfide copper and zinc ores |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| АБРАМОВ А.А. и др. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1991, с.193-208. ПОЛЬКИН С.В. и др. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983, с.66-80. * |
| АСОНЧИК К.М. и др. Разработка технологии обогащения медно-цинковой руды с получением медного концентрата высокого качества. Обогащение руд, №1, 2009, с.17-20. * |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US9885095B2 (en) | 2014-01-31 | 2018-02-06 | Goldcorp Inc. | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
| US10370739B2 (en) | 2014-01-31 | 2019-08-06 | Goldcorp, Inc. | Stabilization process for an arsenic solution |
| US11124857B2 (en) | 2014-01-31 | 2021-09-21 | Goldcorp Inc. | Process for separation of antimony and arsenic from a leach solution |
| RU2588088C1 (en) * | 2015-05-05 | 2016-06-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method for flotation separation of bulk copper-lead concentrate |
| RU2588093C1 (en) * | 2015-05-05 | 2016-06-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Method for flotation of polymetallic ores |
| RU2613687C1 (en) * | 2015-12-30 | 2017-03-21 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for enrichment polymetallic ores containing nickel, copper and iron sulfide minerals |
| CN115155820A (en) * | 2022-07-11 | 2022-10-11 | 中南大学 | A method for strengthening zinc-sulfur separation and flotation |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN114042536B (en) | Sulfide ore flotation combined reagent and method | |
| CN104080541B (en) | The foam flotation method sulphide-rich Ore assisted by oxidant | |
| CN107199120B (en) | A kind of beneficiation method containing magnetic iron ore, the high-sulfur magnetic iron ore of pyrite | |
| EA020884B1 (en) | Process for recovering gold from refractory sulfide ores | |
| RU2613687C1 (en) | Method for enrichment polymetallic ores containing nickel, copper and iron sulfide minerals | |
| CN101890397A (en) | Collector for mineral processing of arsenic-containing copper ore and its treatment method | |
| CN117046613B (en) | A mineral processing method for efficient recovery of low-grade molybdenum-bismuth-sulfur polymetallic ores via flotation. | |
| Asadi et al. | A successful operational initiative in copper oxide flotation: Sequential sulphidisation-flotation technique | |
| RU2713829C1 (en) | Method for direct selective flotation of lead-zinc ores | |
| CN115739386B (en) | A method for beneficiating polymetallic ore cassiterite | |
| CN115970905B (en) | Method for separating high-grade zinc concentrate from high-sulfur lead zinc ore by split-flow and rapid flotation | |
| CN1017686B (en) | Method for floating copper concentrate from copper, lead and zinc-containing multi-metal complex sulfide ore | |
| RU2343986C1 (en) | Method of floatation dressing of aged tailings of polymetallic or copper-zinc sulfide ores | |
| WO1993004783A1 (en) | Processing of ores | |
| AU2009203903B2 (en) | Processing nickel bearing sulphides | |
| RU2320423C2 (en) | Method for flotation separation of sulfide copper-nickel pyrrhotine-bearing ores | |
| CN115780069A (en) | Beneficiation method for gradient enhanced flotation and efficient recovery of low-grade molybdenum-bismuth-sulfur polymetallic ore | |
| CA2725223C (en) | Processing nickel bearing sulphides | |
| US3827557A (en) | Method of copper sulfide ore flotation | |
| CN118751411A (en) | Method for recovering lead-zinc mixed concentrate from sulfur concentrate by flotation | |
| CN1242851C (en) | Technique for fast selecting plumbum and zinc for sulphidic ore of plumbum-zinc | |
| RU2496583C1 (en) | Modified reagent for flotation of nonferrous metal zinc-bearing ores | |
| Bulatovic et al. | Development and application of new technology for the treatment of complex massive sulphide ores case study—Faro lead/zinc concentrator—Yukon | |
| RU2352402C2 (en) | Method of differential flotation of copper minerals from hard-cleaning copper ore | |
| RU2054971C1 (en) | Method of flotation separation of sulfide copper-zinc-pyritic concentrates, that have zinc sulfides activated by copper and calcium cations |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20171222 |