Iюiji!q{ руд на ряде фабрик самостоятельный пиритный концент-

. рат ~олучают из хвостов перечистной флотации коллективного

:ме.а:ио-молибденового концентрата.

Иt,Iогда пиритные концентраты содер)!{ат заметные количе­ етва кобальта, минералы которого (линнеит, кобальтин, смаль­ -тин lt др.) обычно тесно связаны с сульфидами железа. Если

-оии с$ободны, то их можно сфлотировать из пиритного или кол-~"вного медно-пиритного концентрата, депрессируя сульфиды

мцк и железа сернистым натрием (3-5 l{г/т).	.
Д;ья разделения коллективных меДiю-молибденовых	кон­

цеитрiатов используются методы, основанные на депрессии как

мОJJибденита, так и сульфидов меди и железа [2, 25].

Т.к, на ряде зарубежных фабрик («Артур», «Маги а>>, «Силь­

вер iелл») при селективной флотации медно-молибденового

к011Ц$трата депрессируют молибденит декстрином. Для повы­

trеииЯ качества конечного концентрата l{амерный молибденсо­

.Аеращий продукт обезвоживается и nодвергается сслектив-

233

ному обжигу при темпер.атуре около 300 °С, после чего и;з него

флотируется молибденит. ·

На других обогатительных фабриках для разделения медно­

молибденового концентрата применяются методы, ·основанные

на депрессии сульфидных минералов меди и железа и активной

флотации молибденита.. Депрессия флотации сульфидов меди

и железа при этом достигается с помощью следующих реаген-
тов:	- .. -·- --- .
сульфида Na2S, гидрасульфида NaHS натрия или их смеси
в соотношении	1: 1. Разделение происходит в сильнощелочноif

среде (рН 11--12) при высоких расходах реагента (2~20 кг/т

коллективного концентрата),- обеспечивающих высокую кон­ Центрацию сульфидных ионов в пульпе. Благодаря этому до­ стигается десорбция собирателя с поверхности сульфидов меди

и железа и депрессия их флотации; -

Ноукс, представляющего собой продукт взаимодействия

P2Ss с NaOH. Механизм депрессирующего действия сульфид-·

ных ионов в данном случае дополняется гидрофилизирующим действием фосфатных ионов при закреплении их на поверхно­

сти депрессируемых минералов. На возможность сокращениЯ: расхода сернистого натрия при добавлении фосфатов (напри­

мер, тринатрий фосфата) указывал С: В.. Дуденков. Средник расход реагента Ноукс составляет около 5 кг/т коллективного концентрата. Значение рН при разделении 8--10,5;

Анимол Д, представляющего собой продукт взаимодействиsr

Аs2Оз с Na2S, в результате которого образуются сульфидные

и арсенатные ионы. Механизм депрессирующего действия дан­

ного реагента аналогичен реагенту Ноукс. Средний расход. реагента Анимол Д 9-10 кг/т коллективного концентрата;

цианида (0,5 кг/т} совместно с цинковым купоросом или ферроцианидом (1-1,5 кг/т) в слабощелочной среде (рН 7-8) ~

смеси сульфита натрия с медным купоросом при расходе

каждого реагента около 3 кг/т коллективного концентрата.

Выбор режима депрессии зависит от вещественного состава

коллективного медно-молибденового концентрата, типа собира­

т~ля в коллективном цикле и флотаактивности минералов~_ Чем

больше меди в концентрате представлено вторичными сульфи­

дами, выше степень окислениости минералов, больше сильного

собирателя на поверхности минералов исходного концентрата,.

тем труднее получить хорошие технологические показатели. За

редким исключением высокая эффективность разделения медно­ молибденовых концентратов по одному из перечисленных спо­ собов достигается только после предварительного разрушениsr

большей части собирателя [2] с помощью:

окислительной пропарки сгущенного коллективного концент­

рата при температуре 85-93 °С в течение 1--4 ч в известковой

среде при расходе извести 0,8-1,2 кг/т концентрата. При этом

часто возникает необходимость дополнительной подачи в про­ парку кислорода или воздуха. Окисление и разрушение ксан-

234

-гогената сопровождается одновременным окисJ1СНИ('М пш\rрхtю­

сти депрессируемых сульфидов меди и железа;

окислителей, таких, как перекись водорода (0,5-1 кг/т)

.с гипохлоритом (около 2 кг/т) или перманганат натрия (до

10 кг/т концентрата);

низкотемпературного обжига медно-молибденового концент­

рата.

На большинстве фабрик в настоящее время используется

-окисJ1ительная пропарка, поскольку применение окислителей

.сильно усложняет процесс, а обжиг является иеудобной и доро­

гостоящей операцией.

При незначительной степени окисления минералов хорошие

результаты могут быть получены при совмещении подогрева

_и селективной флотации с использованием сернистого натрия.

В этом случае пульпа подогревается до 70-80 °С острым па­

ром в каждой камере флотационной машины. Флотация зерен молибденита осуществляется на пузырьках пара. Внедрение та­

кой технологии на Балхашской фабрике позволило снизить рас­ ход сернистого натрия с 21 до 3 кг/т коллективного концент­

рата при пекотором улучшении технологических показателей -селективной флотации.

_llpи селективной флотации медно-молибденового концент­

рата основная и контрольная операции флотации проводятся

в плотных пульпах, содержащих иногда до 40% твердого, а пе­

·речистные операции флотации молибденового концентрата

(число которых может достигать 7-12)- в разбавленных, со­

держащих до 12-15% твердого.

В молибденсодержащих рудах в качестве сопутствующих

компонентов часто присутствуют висмут и рений. Если рений

-обычно находится в виде изоморфной примеси в молибдените, то висмут представлен сульфидными формами (например, вис­ мутином Вi2Sз) и самородным висмутом, легкофлотируемыми ·сульфгидрильными собирателями и переходящими в коллек­ тивный медно-молибденовый концентрат. Поскольку сернистый натрий или сульфит натрия в сочетании с медным купоросом,

_при:Меняемые при разделении медно-молибденовых концентра­

тов, депрессируют флотацию висмутсодержащих минералов,

-они переходят в камерный продукт селекции, представлен­

ный обычно сульфидами меди и железа. Селективная флотация

-с получением отдельного висмутового продукта может быть

осуuЦествлена путем:

депрессии висмутовых минералов серпистым натрием (при

рН около 11) и флотации сульфидов меди и железа катионным

~собирателем (100-150 г/т);

флqтации висмутовых минералов сульфгидрильным собира­ телем при депрессии сульфидов меди и железа цианидом.

При тонком прорастанин и присутствии меди в висмутине

в виде изоморфной примеси целесообразно. применепие комби­

.нированпого метода, включающего операции выщелачивания и

!пыс.тjгоi				.	~
				~
30	•	1	~
	.,/
20
	~t
10 •	0
	r'				• 1
	~				02
					flJ]
о		1/J		20	qФ,т6;с.тJсуrп

Рис. 14.2. Зависимость между про­ изводительностью QФ фабрики и производительностью Qp труда од­

ного рабочеrо на медных (/), мед­

но-молибденовых (2) и медно-цин­ ковых (3) фабриках

цементации висмута на же­

лезе.

При ·переработке медно­ молибденовых руд извлечение

меди в медный концентрат,

содержащий 21,5-49 % меди, составляет 80-95 %. Молиб­

деновые концентраты содер­

жат 51-58% молибдена прп

извлечении его 50-86%- При

переработке медных руд со­

держание меди в концентрате

составляет 21,5-34,3 % при

извлечении в концентрат _88-

91 %.

Медные и медно-молибде­

новые обогатительные фаб­ рики характеризуются наибо­

лее высокой производитель­ ностью труда на одного рабо­

чего в год. Зависимость ее от

производительности фабрики

приведсна на рис. 14.2. Флотация .м.едно-цшисовых

пиритных руд. Медно-цинко­

во-пиритные руды, с точки зрения режима флотации, относятся к одному из наиболее сложных типов. При этом сплошные

(массивные) руды, содержащие более 70% сульфидов, явля­

ются более труднообогатительными по сравнению с вкраплен­

ными рудами, содержание сульфидов в которых менее 50 %. ТруднQсти селективной флотации с получением медного,

цинкового и пиритного концентратов из таких руд обусловлены: сложным и довольно тесным взаимопрорастанием части сульфидов, для раскрытия которых требуется очень тонкое из­ мельчение. Например, для вкрапленных сульфидных руд Урала

необходимая крупность измельчения составляет 90-96 %

класса- 0,074 мм, а для сплошных колчеданных руд 90-94%

класса -0,043 мм. При существующей технике измельчения

половина потерь меди и цинка в хвостах и разноименных кон­

центратах приходится на сростки, тогда как другая половина

потерь сульфидов этих металлов обусловлена их переизмель-

чением; ·-

близостью флотационных свойств сульфидов меди и активи­

рованных ионами меди сульфидов цинка. В обоих случаях на

поверхности образуются медьсодержащие соединения собира­ теля. Избирательное разруше~ие и предотвращение образова­

ния таких соединений на сульфидах цинка в условиях селек­ тивной флотации требуют тонкой регулировки соотношения концентраций реагентов в пульпе;

236

нысокоli флoтnщtqlшoli активностью сульфидов железа в ру­

дах;

неодинаковой флотнру<•мостt.ю разновидностей сфалерита, причинами которой могут быт1. различное содержание в imx

изоморфной примеси железа (от О до 20 %) , кадмия (до 2,5 %) , индия, галия (например, увеличение содержания изоморфного . железа в сфалерите повышает его чувствительность к депрес­ сирующему действию извести), а также различная степень при­ родной активации сульфидов цинка в ра:шичных участках од­

ного и того же месторождения.

Кроме того, следует учесть, что сфалерит активируется не

только при подаче медного купороса, но и под действием катио­

нов тяжелых металлов, находящихся в равновесии с продуктами

окисления или растворения других сульфидов. Особенно силь­

ная активация его наблюдается в присутствии вторичных суль­

фидов и окисленных минералов меди, что является основной при­ чиной особых трудностей флотационного разделения сульфидов

меди и цинка при переработке руд зоны вторичного обогащ~ния.

Используемые на ирактике варианты схем селективной фло­ тации медно-цинково-пиритных руд (рис. 14.3) учитывают осо­ бенности их вещественного состава, относительное содержание

• них вторичных сульфидов меди, степень активации сфалерита

• окислениости сульфидов железа [2].

Так, схема прямой селективной флотации (рис. 14.3, а) при­

меняется для переработки первичных вкрапленных и сплошных колчеданных руд, в которых сульфиды цинка мало активиро­

ваны.

При резко выраженной их природной активации, большом и

переменнам содержании в руде растворимых солей меди и

шламистого материала, сложном взаимопрорастании разделяе­

мых сульфидов более рациональна схема с предварительной коллективной флотацией сульфидных минералов (рис. 14.3, б).

При неравномерной вкрапленности сульфидов меди эффек­

тивной оказывается схема с предварительным выделением ча­

сти их в готовый концентрат (рис. 14.3, в), а при наличии

• руде .'lегко- и труднофлотируемых разностей сфалерита­

схема с двумя приемами коллективной флотации (рис. 14.3, г). В первом приеме медные минералы вместе с хорошо флоти­

рующейся частью сфалерита и пирита отделяются от осталь­ ных сульфидов, что облегчает дальнейшую селектИвную флота­

дню этих минералов.

Характерной особенностью схем при всех вариантах селек­

тивной флотации медно-цинково-пиритных руд является много­ стадиальность измельчения и флотации, использование межцик­ ловой флотации. Обязательным условием при флотации рас­

сматриваемых руд является применение слабых собирателей,

малоактивных по отношению к пириту, и «голодных» режимов

дозировки смеси слабого и сильного собирателей (иногда раз­ ных собирателей в разных циклах флотации). Большой расход

237

а PgtJa о Pgoa

ИэнельУение и Иэмед6Уение и

lfЛOCCЦI/JUKOЦUII lf/fOCCUф/JXOЦl/Я

IU,икn !'feilнou Цикл коллекти8-

fJ	Руоа	l	Py!Ja
	И8Hf!/1b'ff!Hиe и		ilэl'teд6 Yf!H/Jf! и
	классификация		клпссuфuхоцuя
Цикл	неiJной		колпекrпuвная

флотации·

Meilнь11l

концентрат

~----"'---.

Цикл цинко­

Вой. флотации

цинко8ыii

концентрат

ной флотации

Десорlfцuя и

UOIJ311f!ЛЬYf!HIJt'

X6ocm61

Цuкп t1erJнot1

флотации

Mellныii

хонцентра т

фпотациu флотация

Десорбция и

ооиэмепьчеlfuе

Цикл !'feilнo-цuн­ Цшrл нeilнotl Ноллентц Вtщя

кo8otl флотации. флотации фnотация

десороция u

.r!OU91'f/!176'1t'Н.IIt'

ХВосты

Цикл nupum-		Цикп цuнко­
нoii фпотацuц		dой флотации
ОдрцЮ!Jый	X8ocm61	ЦuнiroBыll	Пириiпнь,Ц	Merlн61ii	1f,инко66ft1Пиiштныt1	Х6ость1 Циitко6ьп1	Пиритiшй
концентрат		f(онцентрат	концентрат	нонцентрот	концеlfтрат концентрат	f(О!fЦентрат	нонцентра т

Рис. 14.3. Принципиальные схемы селективной флотации мсдно·цинково·пиритных руд

собирателей в коллективном и медном nиклах приводит к рез~

кому снижению эффективности де{lствия подавителей, несмотря

на увеличение их расхода, и значительному возрастанию потерь

металлов в разноименных конnентратах.

Промышленные способы селекnии минералов меди и nипка

основаны главным образом на депрессии сульфидов nипка. Для

этого используются различные сочетания следующих реагентов: nианида, растворяющего ксантогеватные соединения меди на

поверхности сфалерита; сернистого натрия, связывающего ионы

меди и предотвращающего активаnию сфалерита; сульфоксид~

ных соединений (сернистой кислоты, сульфита натрия, бисуль~ фита аммония), изменяющих окислительно~восстановительный

потевnиал пульпы и скорость окисления ~ульфидных ионов и

·минералов в Пульпе; nиикового или железного купороса, обра~

зующего с гидроксильными, карбонатными, nианидными и суль~ фоксидными ·ионами в определенных условиях соединения, гид~

рофилизующие поверхность сфалерита; щелочи (соды или извести). Применяемое сочетание реагентов обеспечивает деп­ рессию и сульфидов железа. Следует о_т~етить, что содержание

nианида в реагентных смесях постепенно уменьшается и к на­

стоящему времени на некоторых фабриках полностью исклю­

чено.

Повышению селективности проnесса при флотаnни сульфи­

дов меди способствуют [2, 25):

поддержание оптимальных значений рН, равных при измель­ чении 7-8 и при флотаnни 9-10. При таких значениях рН достигается лучшая флотируемость сульфидов меди и более

полная депрессия сульфидов nипка и желеЗа.

аэраnия пульпы перед селективной флотацией медных мине~ ралов, вызывающая окисление и понижение флотируемости пи­

рита и пирротина. На некоторых фабриках, перерабатывающих

руды. с большим содержанием сульфидов железа, II стадия из­

мельчения осуществляется в замкнутом nикле с аэраторами.

Для усиления подавления флотации сульфидов железа аэрация пульпы проводится в известковой среде при рН 9-1 О.

Гораздо реже при селекnии минералов меди и цинка исполь~

зуются режимы, основанные на депрессИи флотаnни сульфидов

меди. .

Первый из них основан на применении ферроцианида, деп~

рессирующего флотаnию вторИ':IНЫХ сульфидов меди, и прак­

тически непригоден для селективной флотаnни медно-nинковых

руд, в которых медь представлена первичными сульфидами.

Второй режим основан на различной скорости окисления

сульфидов меди и активированного сфалерита в присутствии

большого количества пирита. Он нашел применение на ряде японских фабрик, на которых коллективный медно-цинковый конnентрат, содержащий 7-8% влаги, складируется на не­

сколько дней на открытом воздухе для окисления медных мине­

ралов, после чего репульпируется горячей водой до 35-4Q %.

239

Затем из него при температуре 50-60 ос флотируются суль­ фиды цинка. Медный концентрат получается в виде камерного

продукта.

В циклах цинково-пиритной и пиритной флотации сульфиды отделяются от пустой породы. Флотация проводится в среде,

близкой к нейтральной. Для активации сфалерита и депресси­

рованного цианидом пирита подают медный купорос (0,1-

0,3 кг/т). Активация сульфидов цинка может быть осуществ­

лена также с помощью кремне-фтористого натрия.

Флотация сульфидов цинка в циклах. разделения цинково­

пиритного концентрата и цинковой флотации предшествует

• аэрация пульпы в известковой среде при рН не ниже 11 в це­

лях депрессии сульфидов железа. Повышение извлечения цинка

и качества цинкового концентрата способствует подогрев

пульпы до 40-65 °С. При наличии в руде или цинково-пирит­

ном концентрате арсенапирита и сильноактивированного пирита

целесообразно для их депрессии добавлять после активации

сульфидов цинка медным купоросом небольтое количество циа­

нистой соли. В этих условиях флотируемость активированного сфалерита не только не снижается, но может даже несколько

возрасти [ЗОJ.

Извлечению сульфидов железа из хвостов цинковой флота­

ции предшествует нейтрализация действия извести с исполь­

зованием !'dетодов и реагентов, применяемых при флотации мед­

ных руд.

В ряде случаев не удается избежать загрязнения цинкового концентрата сульфидами меди и железа. Поэтому для ях обез­ меживания и обезжелезнения используется «обратная» флота­ ция по методу, предложенному Л. Б. Дебривной. В этом слу­

чае цинковый концентрат подвергают операциям десорбции и

доизмельчения, после чего из него флотируют сульфиды меди

и железа в содовой среде (прu рН 9,5-10) с депрессией сфа­ лерита цинковым купоросом (2-4 кг/т концентрата). В резуль­

тате этого достигается значительное улучшени~ качества цин­ кового концентрата, получаемого в виде камерного продукта.

Медные концентраты, получаемые на фабриках, сс.держат

17-31 % меди при извлечении 73-97 %; цинковые концент­

раты- 50-62 % цинка при извлечении 67-92 %. Зависимость

между производительностью фабрики и производительностью

труда одного рабочего приведена на рис. 14.2.

Флотация полиметаллических руд. К основным сульфидным

минералам nолиметаллических, обыЧно вкраnленных, руд отно­ сятся галенит, халькоnирит и другие сульфиды меди, сфалерит, пирит и nирротин. Часто присутствующие в рудах золото и се­

ребро связаны в виде тонкодисперсной вкрапленности с пири­

том, хилькоnиритом, галепитом и, в меньшей стеnени, сфалери­ том. Нередко в рудах содержится значительное количество ба­

рита.

Для полиметаллических руд характерна агрегатная вкрап-

240

лениость сульфидов. Для освобождения агрегатов сросшихся

сульфидов иЗ сростков с пустой породой обычно достаточно из­

мельчения руды до 45-55 % класса -0,074 мм, тогда как для

раскрытия сульфидов из,агрегатов необходимо тонкое измель­

чение до 90-100% класса -0,074 мм. Данное обстоятельство

является одной из основных причин широкого распространения

на практике коллективно-селективных схем (см. рис. 13.7, б, в) и схем коллективной флотации с последующим разделением коллективного концентрата (см. рис. 13.7, г, 13.8), которые, как было показано ранее, обладают рядом технологических и тех· нико-экономических преимуществ по сравнению со схемой се­ лективной флотации.

В результате флотации стремятся получить кондиционные медный, свинцовый, цинковый и пиритный концентраты с мак­

симальным извлечением в них одноименных компонентов.

Вредными примесями в свинцовых концентратах являются цинк и медь. Содержания металлов в свин.цовых концентратах первого и последнего сорта следующие, %: свинца не менее

70 и 30, цинка не более 2,5 и 12, меди не более 1,5 и 4. Вредная

примесь в цинковых концентратах- железо. Кондиции для пер­

вого и последнего сорта цинкового концентрата, ⁰k: цинка не менее 53 и 40, железа не более 7 и 16. Для медных концентра­

тов свинцаво-цинковой промышленности в зависимости от сорта

установлены следующие содержания цветных металлов, %:

меди не менее 20 и 11, свинца не более 7 и 19, цинка не более

6 и 19.

Основными собирателями при флотации полиметаллических

руд являются ксантогепаты и производвые ксантогенатов: мине­

реки (диксантогениды) и тионокарбоматы. В большинстве слу­

чаев используется смесь ксантогепатов с различной длиной уг­ леводородной цепи и комбинация двух или более пенообразо­ вателей.

Коллективная флотация всех сульфидов проводится в со­ довой среде при значениях рН 8-9 и интенсивном пенообразо­ вании. Снижению потерь металлов в хвостах способствует по­

дача большей части собирателя (до 70 %) в циклы измель­

чения.

Легкофлотируемые слоистые алюмосиликаты (типа сери­ цито-хлоритовых или оталькованных. сланцев), содержащиеся в руде, загрязняют коллективный концентрат. Повышение ка­

чества коллективного концентрата в этом случае достигается:

_ дофлотацией концентрата в слабокислой среде (рН 4-5) в присутствии КМЦ, жидкого стекла, гексаметафосфата али кремнефтористого натрия, обеспечивающих в этих условиях

глубокую депрессию минералов пустой породы;

дофлотацией концентрата при высоких значениях рН и кон­ центрации сульфидных ионов в жидкой фазе пульпы, обеспечи­ вающих глубокую депрессию сульфидов· вследствие десорбции

собирателя с их поверхности и интенсивную флотацию слоистых

241

·алюмосиликатов пустой породы, причиной которой является пе­

реход полярных силанальных групП =5i-OH на их поверхно­ сти в этих условиях в силокеановые =5i-0-5i==, обладаю­ щие весьма слабой сорбционной способностью по отношению­

к молекулам воды. Данную операцию можно осуществить.

в процессе десорбции собирателя с п.оверхности коллективногО< концентрата сернистым натрием по методу А. С. Конева перед.. отмывкой концентрата от избытка реагентов [2].

Процесс подготовки коллективного концентрата к разделе­

нию предусматривает десорбцию собf!рателя с его поверхности:

и доизмельчение концентрата до необходимой крупности. Для­ десорбции собирателя используется один из следующих спо-

собов: ·

интенсивное перемешивание концентрата без аэрации с сер­

нистым натрием (3-6 кг/т) с последующей отмывкой десорби­ рованного собирателя и избытка сернистого натрия (метод.

· А. с;. Конева);

перемешивание с сернистым натрием (до 2 кг/т) и активи~ рованным углем (до 1 кг/т) без последующей отмывки;

персмешивание только с активированным углем (до 2. кг/т) без отмывки.

Первый способ применяется при большом, а последний­ при малом избытке собирателя в коллективном концентрате_ Другие методы десорбции собирателя (сгущение и фильтрова­

ние, пропарка коллективного концентрата в щелочной среде;

обжиг) имеют ограниченное применение. При доизмельченик

коллективного концентрата переход с шаров на рудную галю­

позволяет в ряде случаев значительно сократить (в 1,5-2 раза) расход сернистого натрия при десорбции и стабилизировать.

процесс последующей селекции. ·

Отделение сульфидов свинца и меди от сульфидов цинка к железа и пустой породы в цикле свинцаво-медной флотации осуществляется довольно легко. В большинстве случаев фло­ тация ведется в слабощелочной среде (рН 7-9), создаваемой

обычно с помощью соды и реже извести, при расходах цианида

15-100 г/т и сернокислого цинка в количестве, в 5-10 раз

превышающем расход цианида натрия (режим Шеридана­

Гриссвольда). Частичная или полная замена цианяда сульфок­

сидным реагентом или применение различных продуктов взаи­

модействия солей. цинка с сульфоксидными и щелочными реа-.

гентам и {Zn520з, Zn5204, N a2Zn (5204) 2. (NH4) 2Zn (5204) 2· цин­

каты и некоторые другие соединения] в ряде случаев по~ Jляют

значительно повысить извлечение меди, сократить ее потери

в цинковом концентрате и тем самым иск.nючить необходпмость

проведения операции обезмеживания цинкового концентрата.

При депрессии активированных солями свинца сульфидов цинка хорошие результаты достигаются с помощью комбина­

ции сернистого натрия, сульфоксидного реагента и· цинкового

купороса.

242

Способы разделения свинцаво-медных концентратов можно

свести к следующим основным реагентным режимам, основан­

ным:

.на флотации сульфидов меди и депрессии галевита реаген­ том-окислителем (бихроматом, перекисью водорода, перманга­ натом, ,хлорной известью) в слабокислой или слабощелочной

среде (рН при расходе кг/т концентрата; серни­

стой кислотой с бихроматом или крахмалом или с бихроматом

и крахмалом;. сульфитом или тиосульфатом натрия с солью

тяжелого металла (цинковым или железным купоросом, трех­ хлористым железом или алюминием) при значении рН 5,5-6,2. В присутствии вторичных сульфидов меди испоJrьзуется сульфит натрия с бихроматом;

на флотации галевита и депрессии сульфидов меди циани­

дом в щелочной среде (рН около 10) иногда с небольшими до­ бавками сернистого натрия (0,3-0,5 кг/т концентрата); смесью

цианида и цинкового купороса в соотношении, необходимом для

образования комплексной. цинкцианИстой соли Na2Zn(CN)4 (ме­

тод Ю. И. Еропкина); красной кровяной солью при расходе 3-7 кг/т концентрата; органическим соединением «Конго крас-

ный». ,

Выбор метода разделения свинцаво-медного концентрата

зависит от его вещественного состава. Если сульфиды меди представлены главным образом халькопиритом, то эффективное

разделение концентрата может быть достигнуто при использо­

вании практически всех реагентных режимов, основанных на

депрессии галевита или меди. Присутствие вторичных су.J;Iьфи·

дов меди (барнита И халькозина) приводит к нарушению селек­

ции. Более эффективными методами разделения при значитель­ ном содержании вторичных сульфидов меди в концентрате являются цинкцианистый метод (метод Ю. И. Еропкина) и ме­

тоды, основанные на применении ферроцианида и реагента

«Конго красный».

Ц~ковые минералы, содержащиеся в коллективном кон­

центрате, при цианидных методах разделения· переходят в мед­

ный концентрат, а при применении сульфоксидных реагентов - в свинцовый. В последнем случае их можно извлечь из камер­

ного продукта флотацией после дополнительной подачи извести

до рН 11-12, медного купороса, собирателя и пенообразова­

теля, а также после аэрации камерного продукта с известью

в течение 30 мин и последовательной подачи смеси сульфита с бихроматом (3: 2), медного купороса, собирателя и вспени­

вателя.

Реагентные режимы пиритной, цинково-пиритной и цинковой

флотации не отличаются принципиально от режимов при фло-тации медно-цинково-пиритных руд. -.

Повышение качества цинковых концентратов осуществля­

ется (после десорбции_собирателя):

обессвиндеванием их путем дофлотации галепита после пе-

243

ремешивания цинковых концентратов в Щелочной среде с циа-

нядом и цИJiковым купоросом; .

обессвинцеванием, обезмеживанием и обезжелезнением п<> методу Л. Б. Дебривной: в содовой среде с цинковым купоро­ сом, часть которого можно заменить более дешевым железным купоросом. Вместо соды и цинкового купороса можно исполь­ зовать цинкаты, предложенные В. А. Коневым [17].

Вследствие сложности руд и применении довольно сложных схем и режимов, необходимых при флотации полиметалличе­

ских руд, технологические показатели их обогащения на ряде­

фабрик, особенно зарубежных, относительно невысоки. Извле­ чение металлов в одноименные концентраты составляет, %: для меди 67-92, для свинца 66-89, для цинка 73-94.

Флотация медно-никелевых руд. Сплошные и вкраnленные

сульфидные медно-никелевые руды являются основным источ­

ником получения никеля. Помимо основных ценных компонен­

тов (никеля, меди, серЫ) они часто содержат такие сопутствую­

щие элементы, как золото, серебро, кобальт, палладий, пла­

тину, селен, теллур и другие редкие и рассеянные элементы,

тесно связанные с сульфидами основных металлов. Сульфиды никеля представлены пентландитом (FeNi) 9S8, миллеритом NiS и никеленосным пирротином, имеющим магнитную (моноклин­ ный пирротин) и немагнитную (гексагональный пирротин) раз­

новидности; сульфиды меди- халькопиритом CuFeS2, кубиче­

ской разновидностью его- кубанитом и иногда талнахитом. Трудности селективной флотации сульфидов меди и никеля

и удаления железа из никелевого концентрата обусловлены: широким изменением степени изоморфного замещения ни­

келя железом (от 10 до 42 %) и кобальтом в пентландите и же­ леза никелем (до 3 %) в пирротине, что приводит к изменению

поверхностных и флотационных свойств основных никельсодер­

жащих минералов;

изменением соотношения кристаллических разновидностей

. пирратина (моноклинного и гексагонального) и сульфидов меди (халькопирита и кубанита), обладающих различными флота­

ционными свойствами;

трудностью активации никельсодержащих минералов после

их депрессии в цикле медной флотации;

тонкой неравномерной вкрапленностью и тесным взаимо­

прорастанием ценных компонентов;

наличием в рудах легкофлотируемых слоистых алюмосили­ катов (например, таЛька, хлориrа, оталькованного серпенти­ нита и других подобных им минералов породы).

В связи с перечисленными трудностями к настоящему вре­ мени наибольшее распространение получили схемы, предусмат­

ривающие преДварительное получение коллективного медно­

никелевого или медно-никелево-пирротинового концентратов.

Помимо общеизвестных преимуществ, применевне таких схем

позволяет:

244

устранить загрязнение концентратов тугоплавкой пустой по­

родой и несколько усреднить вещественный состав подлежащего дальнейшему разделени~ сульфидного продукта;

легче осуществить стадиальное обогащение с межцикловой·

флотацией в рудном цикле и раздельную флотацию песков и шламов при переработке шламистых медно-никелевых руд;

повысить комплексность использования сырья в результате

попутного извлечения металлов платиновой группы, золота, се­

ребр.а и кобальта в цикле коллективной флотации благодаря использованию сильных реагентов-собирателей без применении какого-либо специального оборудования или с использованием его (например, шлюзов для улавливания крупных зерен метал­ лов платиновой группы).

Флот~ционное извлечение сульфидов меди и никеля в кол­

лективный концентрат осуществляется с применением сульф­ гидрильных собирателей. В СССР применяют бутиловые кеан­

тогеват (100-200 г/т) и дитиофосфат (100-200 г/т}, на фаб­

риках Канады и Финляндии - амиловый или смесь амилового и изопропилового ксантогенатов. Для повышения извлечения сульфидов никеля из руд к настоящему времени предложены алкилтритиокарбонаты, ксантогенаты, изготовленные на основе

2-диалкиламиноэтиловых спиртов и гидраокисей 2-оксиэтилтри­

алкиламмониевых соединений, нефтя~ые сульфиды. Однако эти собиратели пока не нашли пр9мышленного применении из-за. их дефицитности или токсичности.

Для депрессии флотаактивных силикатных минералов пу­ стой породы используются следующие органические делрессоры

(150-400 г/т}: карбоксиметилцеллюлоза (КМЦ), сульфоэфиры

целлюлозы (СЭЦ), этансульфонатцеллюлозы (ЭСЦ), медноам­ миачные растворы целлюлозы. На зарубежных фабриках при­

меняют также rуартек и кукурузный декстрин. Цри флотации

в щелочной среде (рН 7,5-9,5), создаваемой содой (0,15-

3 кг/т}, лучшие результаты получены с применением КМЦ.

Наиболее эффективная депрессия флотаактивных силикатов:

достигается в слабокислой среде (рН 3-5), создаваемой сер­

ной, щавелевой или сернистой кислотами. Предпочтительными

депрессорами в этом случае являются СЭЦ и ЭСЦ.

Слабокислая среда является также предпочтительней, чем щелочная, для активации флотации пирротина, которая осу­

ществляется медным купоросом (до 50 г/т} или медноаммиач­

ным комплексом Си (NH3 } 4 • S04 • Н2О, образующимся при сме­

шении аммиака и медного купороса в соотношении 2 : 1.

Коллективные концентраты содержат не менее 3,5 % никеJ1Я и не более 15-20% окиси магния, входящей в состав силика­

тов породы. В коллективный концентрат достаточно полно изв­

лекаются платинасодержащие минералы. Худшей флотируемо­

стью обладают ферроплатина и купроплатина, на поверхности

зерен которых образуются гидрофильные соединения железа или меди, а также бреггит, стибиопалладинит, сперрилит и не-

245.

которые другие минералы, содержащие платину. Для их более

полного извлечения или создают в контрольной медно-никеле­

вой флотации особые условия (подача дополнительных реаген­ тов, подогрев пульпы и др.), или улавливают их из хвостов фло­ тации гравитационными методами обогащения (с применением шлюзов, отсадочных машин и других аппаратов) {2].

Если отношение содержания меди к содержанию никеля в коллективном концентрате меньше 2, то его целесообразно

подвергнуть плавке на файнштейн, который затем направляется на флотационное разделение по методу И. Н.- Масляницкого.

Файнштейit состоит из халькозина Cu2S, хизлевудита NiзS2 и небольтого количества сплава меди и никеля. После измельче­

ния его примерно до 50 мкм, подачи ксантогепата (1,0-1,3 кг/т

-файнштейна) и пенообразователя флотируется сульфид меди в сильнощелочной среде (рН около 12), создаваемой обычно

едким натром; в камерный продукт переходят сульфид никеля и сплав никеля с небольшим количеством меди. Процесс харак·

-теризуется высокой эффективностью и является ярким приме­

рам решения трудной проблемы применением комбинированной схемы, предусматривающей операции металлургии и обога­

щения.

Коллективный медно-никелевый концентрат подвергается не­

nосредственному разделению, если соотношение содержаний

меди и никеля больше 2. Селекция концентратов после их доиз­

мельчения основана на довольно эффективной депрессии пент­

.ландита и пирратина в щелочной известковой среде (рН 9 - 12), не влияющей на флотируемость халькопирита. Предвари­ тельная проriарка концентрата при температуре 80 ос позволяет

понизять расход извести и улучшить условия селективной фло­

тации. Показатели селективной флотации улучшаются также

при добавлении совместно с известью сернистого натрия, суль­

фита натрия или цианида. На некоторых зарубежных фабриках

для усиления депрессирующего действия извести применяют не­

большие добавки органических коллоидов и цианида.

Если часть меди в концентрате представлена кубанитом и

талнахитом, депрессирующимся в сильнощелочной среде, то се­

лективная флотация минералов меди осуществляется в нейт­ ·ральной или слабокислой среде _(рН 5,5-7,5)- в присутствии еульфита натрия (до 700 г/т). после предварительной аэрации

в течение 20 мин для окисления и депрессии никельсодержащих

.сульфидов. . . - Повышению общего извлечеция никеля и комплексности ис­

пользования сырья на фабриках способствует распространение

технологии выделения никеленосиого пирротина в самостоя­

-тельный концентрат, который либо присоединяют к основному

никелевому концентрату, либо подвергают металлургической

переработке с извлечением из него меди, никеля, железа и

других соnутствующих элементов. Извлечение пирратина осу­

ществляется из хвостов медно-никелевой флотации после ак-

.246

тивации медным купоросом (100 г/т) или по комбинированной

магнитно-флотационной схеме с применением магнитных сепа­ раторов с· высокой напряженностью магнитного поля в начале

процесса [2].

Содержание меди в селективных медных концентратах до­

стигает ЗОо/о, а никеля в никелевых концентратах составляеr 4-10,5%. Коллективные медно-никелевые концентраты содер­

жат 5-10% меди и 7-12% никеля при среднем извлечени.п

в них 82,5% меди и 82,1 % никеля. Пониженное извлечение ни­

келя по сравнению с извлечением меди· объясняется тем, ЧТ() часть его находится в нефлотируемых силикатах и сульфидах,.

эмульсионно вкрапленных в пустую породу.

Достигнутая на медно-никелевых фабриках производитель­ ность труда составляет 12-51 тыс. т руды на одного работаю­

щего.

Флотация сульфидных руд .мышьяка, сурьмы и ртутti. Основ­

ными промытленными минералами в таких рудах являются

киноварь HgS, антимонит Sb2S3 и арсенапирит FeAsS. Другие

сульфиды сурьмы (джемсонит, буланжерит, тетраэдрит и др.)

и мышьяка (реальгар, аурипигмент и др.) обычно практиче­

ского значения не имеют. Различные соч:етания сульфидов мы-·

шьяка, сурьмы и ртути в рудах порождают большое число ти­

пов руд: от монометаллических (например, ртутных) Д()

комплексных, часто ·содержащих золото, серебро или флюо­

рит [32].

Киноварь легко флотируется с помощью ксантогепатов или·

дитиофосфатов обычно без предварительной активации, кото­ рую можно осуществить солями свинца или меди (100-· 250 г/т). Известь и цианид, подавляя пирит, не снижают извле­

чения киновари. Трудно окисляясь кислородом воздуха, I{ино­

варь может быть сфлотирована в присутствии пенообразователя

и углеводородного масла. Депрессируется она сернистым нат­

рием. Поскольку жидкое стекло также оказывает депрессирую­

щее действие на флотируемость киновари, для пептизации ох­

ристо-глинистых шламов при флотации ртутных руд применяюr

органические вещества типа лигнинсульфонатов (50 г/т).

Антимонит флотируется ксантогепатами только после акти-.

вации его солями меди или свинца в слабокислой или нейтраль­ ной среде (рН 4-7,4). В щелочной среде меднЫй купорос ока­ зывает на антимонит депрессирующее действие. Сурьмяные­

минераJlЫ, содержащие ·в кристиллической решетке катионьг

свинца (буланжерит) или меди (тетраэдрит), не требуют пред­ варительной активации. Крахмал и щелочь депрессируют анти-·

манит. Эффективно депрессируется антимонит цианядом лишь.

при рН около .8. Обладая более высокой по сравнению с кино­ варью окисляемостью, антимонит может быть депрессироваlf с помощт,ю окислителей. Неокисленные зерна антимонита фло­ тируются пенообразователем, углеводородными маслами или

диксантогенидом бе~ предварительной активации.

247

Арсенолирит по флотационным свойствам близок к пириту:

легко окисляется, теряя способность к флотации. При флота­

ции с ксантогепатами он депрессируется щелочью и цианидами

{32].

Селективная флотация сульфидных руд мышьяка, сурьмы и ртути осуществляется обычно с применением сульфгидрИЛJ?НЫХ собирателей по коллективно-селективным схемам.

Селекцию коллективного обычно золотосодержащего пи­

ритно-арсенопиритного концентрата и кеков цианистых заводов

примерно того же состава можно осуществить после десорбции собирателя с поверхности концентрата и персмешивания его

~ окислителем (пиролюзитом, пермангапатом, кислородом воз­

духа) для депрессии арсенапирита [32].

Селекцию коллективного концентрата, получаемого при фло­

тационном обогащении сурьмяно-мышьяковых руд, можно осу­

ществить:

депрессируя арсенапирит и пирит щелочью, цианидом и цин­

ковым купоросом и флотируя антимонит;

депрессируя антимонит сернистым или едким натром и фло­

тируя пирит и арсенапирит Ксантогенатом с небольшими добав­

ками медного купороса.

Гораздо реже применяется прямая селективная флотация

пирита и арсенапирита из руды ксантогепатом с добавлением медного купороса и едкого натра с последующей акти­ вацией антимонита солями свинца и флотацией его ксан­

тогенатом.

Селекция коллективных мышьяково-ртутных концентратов,

сод_ержащих арсенапирит и киноварь, легко достигается депрес­

сией арсенапирита известью. Флотационное разделение сурь­ мяно-ртутных концентратов основано на значительно более вы­

сокой окисляемости антимонита по сравнению с киноварью.

Активным реагентом-окислителем, обеспечивающим эффектив­

ную депрессию антимонита в этом случае, является, по данным

П. М. Соложенкина, перекись водорода в сочетании с хромпи­ ком, не влияющими существенно на флотацию киновари.

При совместном присутствии в руде или в коллективном

концентрате сульфидов мышьяка, сурьмы и ртути может быть

принята следующая последовательность их флотации. От анти­ монита и арсенапирита киноварь отделяется в щелочной среде;

после извлечения киновари флотируется антимонит в присутст~

вин медного купороса. Для депрессии арсенапирита добавля­ ются жидкое стекло и цианид. В последнюю очередь флотиру­ ется арсенапирит после активации его сернистым натрием. По

такой схеме получаются три кондиционных концентрата: ртут­

ный, сурьмяный и мышьяковый.

Ртутные концентраты содержат 10-30% ртути при извле­ чении· ее 75-95 %. Сурьмяные концентраты должны содержать

не менее 30 % сурьмы и не более 0,25 % мышьяка. Сурьмяные

и мышьяковые концентраты часто содержат благородные ме·

:248

:1( ~t "'·

.... t ", •

таллы, стоимость которых может намного превышать стоимость основных металлов или элементов в концентратах.

. Флотация самородных .металлов. Из самородных металлов

в рудах встречаются золото, серебр·о, платиноиды, медь, реже

висмут и ртуть. Наибольшее практическое значение имеет фло­

тация золота и меди. Серебро обычно тесно связано с сульфи­ дами и при флотации извлекается вместе с ними, а платиноиды извлекаются в основном гравитационным способом [12].

Самородное золото никогда не бывает химически чистым и

содержит до 50% примесей серебра, ртути, меди, висмута,

свинца и некоторых других элементов. Оно часто встречается в сульфидных рудах тяжелых цветных металлов. Часть его на­ ходится в более крупных выделениях, другая часть тесно ас­

социирует с сульфидами и реже находится в виде очень тонкой

вкрапленкости в кварце. Наличие золота в сульфидах цовышает их флотируемость [2, 25].

Свободно_е мелкое золото легко флотируется ксантогепатами

при рН 7-9. Примеси меди и железа, образуя на поверхности

зерен окисленные соединения, ухудшают флотационные свой­ ства золота. Частичное удаление этих образований оттиркой в плотной пульпе ведет к возрастанию адсорбции ксантогепата на поверхности частиц золота и улучшению их флотации. Из­

весть, сернистый натрий и цианиды депрессируют золото по

такому же механизму, как и при флотации сульфидов {12]. На зо:лотоизвлекательных фабриках флотация обычно при­

меняется в сочетании с процессами металлургии, основным из

которых является цианирование [12].		·
В комбинированных схемах флотация применяется в первую
очередь для	первичной концентрации	золота из убогих руд
в концентрат	с извлечением в него 90-93 % золота, который

поступает далее на цианирование или плавку. Флотация из­

мельченной руды до 65-85% класса -0,074 мм осуществля­

ется с применением смеси ксантогепата и дитиофосфата или смеси ксантогепатов с различной длиной углеводородной цепи

при общем расходе 100-200 г/т. Депрессия легкофлотируемой

пустой породы достигается с помощью органических реагентов

(типа К:МЦ), поскольку жидкое стекло и крахмал при больших расходах подавляют флотацию золота. Обязательным является

применсине гравитационных аппаратов для улавливания сво­

бодного золота в циклах и~мельчения и перечисrной флотации. Для этого между мельницей и классификатором устанавливают

отсадочную машину ИJIИ флотационную камеру с ловушкой для

золота. В цикле перечистной флотации черновой концентрат

пропускают через короткоконусный гидрациклон или щелевой

шлюз (концентратор), слив которых подвергают перечистной

флотации. Готовым является продукт, состоящий из песков гид­

рациклона или концентрата шлюза, в которых концентриру­

ются труднофлотируемые частицы золота (крупные зерна с по­

кровными образованиями, ·пластинки со вкованными в их по-

249

8ерхность минералами породьi, сростки и др.), с трудом пере­

шедшие в черно~ой концентрат и легко теряемые в перечист­ ной флотации, и концентрата перечистной флотации слива гра­

витационных аппаратов.

Флотация может применяться также для удаления из руды

вредных для последующего цианирования примесей, таких, как еульфиды мышьяка, сурьмы, селена и теллура. Для исключе­ ния вредного влияния этих сульфидов применяется обжиг, од­ нако, так как обжиг всей руды обходится дорого, руда подвер­ rается коллективной флотации с извлечением в концентрат

еульфидов и золота. В обжиг и на последующее цианирование

поступает только небольтое количество коллективного концент­ рата. При наличии в золотых рудах минералов меди, также

.оказывающих вредное влияние на процесс цианирования, по­

.лучают коллективный медно-золо"Fой концентрат, направляе­

мый в плавку.

Флотация позволяет повысить комплексность использования

руд с извлечением из них, кроме золота, других ценных ком­

nонентов (меди,	серебра, свинца, барита, селена, теллура
и др.). Например,	применение флотации пос.1е цианирования

nозволяет доизвлекать теллуриды золота и золотосодержащий

пирит. Для активации их пульпу обрабатывают в специальных условиях сернистым газом при рН '6,3. После самопроизво"1ь­ ного увеличения рН до 7 и дополнительной активации медным

купоросом в результате флотации получают золото-пиритно­

-теллуравый концентрат, который после обжига может быть

енова направлен на цианирование.

В некоторых золотых рудах теллур и висмут присутствуют

rлавным образом в виде самостоятельных минералов тетради-

		ffuллetrmullныti
		кинqент am
			Сгущение
Coila ( ilo f!H 8·8.5)			/IDUЗ­	C.лull
			Ml'Лh'll'HUl'
				/1 otfopom
l/IIOH/111( 50 zjm)
Теллуро-llисмуто!ия флопiаqия
Coil/1, цuшш!J'\r	"		Зoлomo-nupumlfl		ыii
I"-Ш пере'!истные				lfOHl/eнmpom
Теллшzо-!lисму­			llpoмnpo/lgtrm
то!ыti			(llotfopom)
нонqентрат
Рис. 14.4. Схема селективной флотаnни минералов теллура					и висмута из
коллективного золото-пиритного хонnевтрата

250

мина и висмутиJ{а. В условиях коллективной флотации теллур

• висмут достаточно полно переходят в концентраты, однако

при цианировании или -обжиге последних они практически те­ ряются. Извлечение теллура и висмута из коллективного кон­

центрата в отдельный продукт можно осуществлять селектив­

ной флотацией по схеме на рис. 14.4. О~деление теллура и вис­ мута от золотоносного пирита и свободного золота основано на депрессии последних цианидом в содовой среде [12].

При переработке медных и полиметаллических руд режим

устанавливается таким образом, чтобы максимальное количе­

ство золота флотяровалось в медные или свинцовые концент­

раты, из которых оно легко извлекается при металлургическом

переделе. Этому способствует, например, применение бесциа­

нидных методов флотации. Однако технологические особен­

.ности руд и режимы обогащения, оптимальные для извлечения

основных металлов, не всегда позволяют реш·ить проблему по­

вышения извлечения. золота без организации его извлечения из пиритных концентратов (после их обжига). В отдельных слу­ чаях из общей массы пирита удается выделить богатый золо­ тосодержащий продукт, проводя флотацию при рН 9,5 в содо­ вой среде с добавками сернистого натрия.

Флотационное извлечение меJ1ких зерен самородной меди из руд может быть осуществлено в слабокислой, нейтральной или слабощелочной среде с помощью сульфгидрильных собира­

телей и дисульфидов.

Флотация металлической меди производится на фабриках.

персрабатывающих труднообогатимые окисленные медные руды по методам Мостовмча или сегрегации.

М е т о д М о с т о в и ч а, получивший за рубежом название «процесс LPF», предусматривает выщелачивание окисленной меди серной кислотой (3-40 кг/т), осаждение (цементацию) меди, перешедшей в раствор, измельченным до 0,2- 0,5 мм губчатым железом или чугунной стружкой (2-30 кг/т) по ре­

акции

CuSO, + Fe = t Cu + FeS04

• .флотацию металлической меди совместно с сульфидами меди

• других металлов, которые не растворяются при используе­

мых в методе Мостовмча расходах серной кислоты. Выщелачи­ вание измельченной до 60-70% класса- 0,074 мм руды про­ изводят при обычной . температуре или при подогреве острым паром до 60-70 ос в течение 20-80 мин, цементацию меди­ в течение 15-20 мин, остаток непрореагировавшего раствори­

теля выделяют из хвостов флотации магнитной сепарацией.

Флотацию проводят в слабокислой или кислой среде (рН

2-5). Так как ксантогепат в кислой среде разлагается, то луч­

шие результаты флотации получают при использовании ре­

агента СЦМ-2 (40-50 г/т), гидролизованного дитиофосфата (окопа 100 г/т) или минереков. Во всех случаях флотация

251

цементной меди замедляется и становится неустойчивой, если

концентрация ионов хлора в пульпе· превышает 100-200 мг/л.

Показатели обогащения зависят от полноты растворения меди. Концентрат обычно содержит около 50 % меди при извлечении

00-~%. '

П р о ц е с с с е гр е г а ц и и включает в себя восстановитель­ ный обжиг труднообогатимой окисленной медной руды в при­ сутствии кокса (1-3 %) и поваренной соли (1-3 %) при тем­

пературе 700-800 °С в течение примерно 1 ч. В процессе об­

жига соединения меди восстанавливаются до металлической,

образуя частички флотационной крупности, которые флотиру­ ются в слабокислой среде сульфгидрильными собирателями по­ сле охлаждениЯ без доступа воздуха и доизмельчения.

А. А. Зубковым и Б. А. Степановым показана возможность

эффективной флотации металлической ртути из ступпы- про­ дукта металлургической переработки ртутных руд и концентра­

тов. По флотационным свqйствам металлическая ртуть анало­

гична самородному золоту и хорошо извлекается сульфгид­

рильными собирателями и продуктами их окисления (например,

диксантогенидом) при оптимальных значениях рН, равных 5-7. Сернистый натрий, известь, цианид, крахмал, КМЦ, сниже­

ние концентрации кислоррда в пульпе депрессируют флотацию

ртути. Флотация ступпы обеспечивает практически полный пе­

ревод в товарный металл металлической ртути (в виде псиного

_продукта и остатка на дне машины).