- •1.1. Разновидности фnотационных процессов
- •IiоJiьзуется в настоящее время в разработанном в ссср
- •1.4. Гнетерезне емаlfивания
- •6Н и оттекания 6о (см. Рис.2.9, а).
- •Vn должна быть больше сил инерции Fi, противодействующих
- •1Юму распространению пенной сепарации в настоящее время
- •3.10. Усnови• фnотации тонких частиц
- •Часть 11
- •Состо•ние фnотвционных реаrентов
- •6.1. Вnияние изоморфизма и эnектрофизических свойств минераnов на состояние их nоверхности
- •7 .1. Вnияние дnины аnоnярноА цепи собиратеnя
- •Iюсти приводит не только к увеличению показатеJ1я ф.Lотируе
- •7 .5. Катионнwе со&иратеnи
- •9,5, Су.1ьфидные минералы при рН 9,5-10,5, окисленные цин
- •Iюсти является основным фактором, определяющим адсорбцию
- •7.8. Роnь форм адсорбции собиратеnеА nри фnотации
- •8.2. Активиру10щее деiствие реаrентов
- •8.3. Активирующее действие реаrентов nутем хемосорбции ионов на поверхности
- •8.4. Активирующее де14ствне реаrентов
- •9.6. Депрессиру10щее деАствие coneA щеnочных,
- •9.9. Деnрессмру10щее действме феррм- м ферроцманмдов
- •I Iаибо-.Льшая депрессирующая способность осадков наб.1ю
- •1 :2 ·(Режим Шеридана-Гризвольда). Эта смесь при обычных значениях рН пульпы 7,5-9, создаваемых содой; сильно де
- •2,5 Кг/т ко-1лективного концентрата. Расход цинкового купо роса изменяется от 50 до 1500 г/т руды.
- •9.1 F. Деnрессмру10щее действие суnьфокснднwх
- •10.2. Удаnение нз жидкой фазы пуnьпы нежеnатеnьных ионов
- •90°, То должна иметь место
- •4, 7 И 10. По своему назначению реагенты оп являются эмуль гаторами нснообразователей и собирате.1ей. Их добавка (20-40 г/т) уменьшает расход собирателя, понижает устойчивость
- •Часть 111
- •Основные характеристики вещественного состава
- •11.1. Содерисанне ценных компонентов
- •11.1. Мннераnьный состав
- •Iюльно легко, то отделение его от халькозина требуст особых условий.
- •0.3. Вnмянме rенеэмса руд
- •12.4. Вторичные изменения минераnов
- •13.2. Стадиальность схем фnотацнонноrо обоrащення
- •1. Выделение после относительно грубого измельчения в I
- •2. Нессдективная коагуляция шламистых частиц полезного
- •13.9). Другим примерам является переработка окисленных и
- •Iюсть их флотации реализуется плохо. Эффективная флотация минералов достигается tojiьko после подачи аполярнЫх собира
- •11Ыхмйнералов. Повышению качества коллективного концент
- •Iюiji!q{ руд на ряде фабрик самостоятельный пиритный концент-
- •14.4. Фnотаци• окисnенных и смешанных руд
- •43 % Цинка, определяется возможностью механического разде
- •0,6 Кг/т), с последовательной подачей жидкого стекJiа с моду
- •3 %) . Извлечение флюорита в концентрат в зависимости от со става руд колеблется от 78 до 91 %. Вместе с флюоритом перс
- •14.6. Фnотацмя окмсnов метаnnов
- •60 % Олова при извлечении 60-75 %. Метод пока не нашел
- •14.7. Фnотаци• сиnикатов
- •1. Удаление минеральных примесей, из которых наиболее часто встречаются биотит, мусковит, сериц1Jт, ильменит, окислы
- •14.9. Ионная фnот1щия
- •1 Долл. Если уран присутствует в растворе в виде урани.1а
- •Применеине доцолпительной подачи эмульсии аполярных органических соединений при флотации различных руд сульф гидрильными, оксигидрильными и катионными собирателями.
- •3. Применеине э.1ектрохимичсской обработки растворов со бирателей. При катодной ию1 анодной э.1ектрнчсской обработке
- •1. Создание условий, обеспечивающих интенсивное образо
- •1 М3 объема пульпы) и слабая зависимость времени флотации
- •Фпотационные MiiiWnhы с изменяемым давпением
- •15.9. Эnектрофnотационные маwины
- •15.10. Основные факторы, вnИ810щИе на 3ффективност .. Работы фnотационных маwин nри neннolii фnотации
- •15.1.1. Выбор фnотецнонных маwнн
- •16. Организация ра&отьi флотационного
- •16.1. Распределеине операцнй фnотацнн no фnотацноннwм маwннам
- •7 Через клинаременную передачу 6. Образующаяся под механи
- •Оборудование и эксплуатация
- •16.4. Кондиционироаание ионноrо состава
- •16.6. Контроль н реrуnирование фnотационноrо процесса
- •I7. Основные технологические
- •1 Т годовой производительности по руде. Для других условий
3 %) . Извлечение флюорита в концентрат в зависимости от со става руд колеблется от 78 до 91 %. Вместе с флюоритом перс
ходят в концентрат связанные с ним редкоземельные
э.1ементы.
Флотация фосфатных минералов из руд. К основным про
мышленным фосфатным минералам относятся апатит, фосфо
рит и монацит. Если апатитовые и фосфоритовые руды являются
основным источником получения фосфатных удобрений, то
редкоземельный фосфат (монащп) является основным про
мышленным источником получения тория из ториевых руд.
Апатит представляет собой фосфат кальция перемениого состава с общей формулой Cas(Cl, F, ОН) (Р04)з, содержащий QT 41 до 42,2% Р205, фосфориты представляют собой скопле-
. ния; тонкодисперсных фосфатов типа аС аз (РО4) 2 • ~Caf'2 ·
• уСаС03, содержащих 35-36 % Р205 в осадочных породах. Это
вещество является цементом в желваковых фосфоритных ру
дах или, наоборот, цементируется нефосфорным цементом в зернистых или ракушечных фосфоритах.
Аnатит и фосфорит обладают. близкими· флотационными свойствами. Они легко флотируются оксигидрильными собира телями. Однако невысокая стоимость минералов требует при менении дешевых реагентов. Поэтому наиболее широко исполь
зуются заменители жирных кислот или мыл: сульфатное мыло,
талловое масло, смесь жирных кислот, торфяная смола и дру
гие реагенты, часто в смеси с аnолярными собирателями. Апа
тит может быть сфлотирован также аминами.
Апатитовый концентрат для производства суперфосфата
262
должен содержать не менее 39,4 % Р205, а концентрат для
производства термофосфата 20-22 % Р205• ВреднЫми приме
сями в фосфатных концентратах явлs_~ются окислы железа,
аJ1ЮМifНИЯ, карбонаты магния и кремнезем [14].
Апатит из апатито-нефелиновых руд Хибинских месторож дений, содержащих 15-18% Р205, извлекается флотацией
в естественной щелочной среде (рН 9,3-9,7), обусловленной
присутствием нефелина (N а, К) 2Лl2Si 20s· · nSi02, смесью техни ческих продуктов (сульфатного мыла и отходов мыловаренного
производства) при расходе 0,2-0,4 кг/т с добавками едкого
натра (0,1·-0,2 кг/т) для омыления собирателя и жидкого стекJ1а (0,015-0,1 кг/т) для пептизации шламои и. депрессии минералов породы. Расход жидкого стекла может возрасти
в несколько раз, если в процессе горных работ для предотвра
щения смерзания руды в нее добавляют соль (хлористый нат рий). При флотации руд (особенно окисленных) с повышенным
содержанием шламов для регуJ1ирования свойств пены и повы
щення смерзания руды в нее добавляют соль (хлористый нат оксипропиJiеJювых соединений (например, реагентов ОП-4 или альфапол-4). Получение кондиционного по крупности (не бо
лее 14 ·% класса -0,15 мм) и по содержанию (39,4-39,5%
Р205) концентрата с извлечением в него 95-96 % фосфора до
стигается по простой одностадиа;rыюй схеме после двух-трех
перечистных операций [9].
Для повышения комплексности использования апатито-не
фелиновых руд хвосты флотации обесшламливаются, а затем
при рН 10,5 и -расходе около 1,5 кг/т смеси собирателей (сы
рого и дистиллированного таллового масла, окисленного петро
латума) флотируют в коллективный концентрат ванадийсодер
жащий эгирин, сфен и титаномагнетит. Камерный продукт
представляет собой нефелиновый концентрат, содержащий не
менее 29 % Аl2Оз.
Ф.'lотационное извлечение апатита из гематитоных руд осу
ществляется при рН 8,7 с Применением в качест13е собирателя
эмульгированной смеси таллового и машинного масел (1: 2)
при небольшой добавке алкиларилсульфонатов с общим расхо дом 0,9 кr:/т. Депрессия окислов железа обеспечивается пода
чей жидкого стекла (0,2 кг/т).
С целью повышения эффективности флотации апатита из апатито-карбонатных железных руд для депрессии карбонатов (каJiьцита, доломита) рекомендуется применение соды (до
2 кг/т) с жидким стеклом (Р,75 кг/т) или каллогено-таннидным реагентом (0,2 кг/т) или применение смеси оксиэтилированных
кислот С7 - С20, соды, крахмала и жидкого стекла (в соотно
шении 1 : 2 : 2 : 5) nри общем расходе смеси 2,5 кг/т.
Трудности флотационного извлечения фосфорита из руд обусловлены его тонкой вкрапленностью, наличием карбонатов
кальция и магния, растворимых солей и шламистого матери-·
ала.
263
При отсутствии в руде карбонатов щелочноземельных ме
таллов разделение фосфорита и силикатной породы из обесш ламленного материала может быть осуществлено или прямой
анионной флотацией фосфорита, или обратной флотацией си
ликатов аминами (0,2-0,5 кг/т) с небольшой добавкой крах мал~. Шламы присоединяются к фосфоритному концентрату.
Наличие в пульпе глауконита нарушает избирательность
флотации фосфорита, поскольку глауконитовые шламы депрес сируют фосфорит, а фосфоритовые шламы активируют Г"1ауко
нит. Эффективное обогащение кварцево-глауконитовых фосфа
тизированных песков достигается применением предваритель
ной магнитной сепарации руды, обеспечивающей выделение
слабомагнитного глауконита в отдельный продукт. В свою оче редь, селективная флотация пеобесшламленных глинисто-глау
конитовых фосфоритных руд (например, Егорьсвского место
рождения) становится возможной только после предваритель
ного обжига крупнокусковой руды при температуре 700-
1000 °С, в процессе которого фосфорит переходит в минераль ные формы с кристаллической структурой апатита и более вы сокой фЛотационной активностью при сохранении низкой фло тируемости минералов породы: кварца и глауконита (14].
При небо"1ьшом содержапни карбонатов в руде может ис пользоваться технологическая схема, разработанная в лабора
торных условиях для кингисепских фосфоритов (см. 14.8, а) и
состоящая из двух циклов: анионного и катионного. При кати
онtюй доводке полученного из кингисспских руд (6-7 % Р2О5)
концентрата в результате удаления силикатов содержание
P 20r, возрастает до 31-33% при извлечении фосфора 77-80 %. EcJJИ основную флотацию проводят с катионным собира телем и фосфориты остаются в хвостах, то их сгущают, добав
ляют жидкое стекло для депрессии фосфоритов и фJiотируют карбонаты талJювым маслом ИJIИ другими техническими мы
лами и продуктами.
При большом содержании карбонатов в руде сначала ф"1О
тируют карбонаты мылами жирных кисJют и"1и синтетическими
жирными кислотами (С10 - Ct 6 ) при депрессии фосфоритов фос
форной кислотой в слабокислой среде (рН 4,5- 5), а затем
в щелочной среде, создаваемой содой, флотируют фосфориты
смесью жирной кислоты и аполярного собирателя (рис. 14.8, б).
Флотации фосфоритов предшествует операция обесшламлива
ния. По такой схеме из руд Каратау (22-23 % P20s) полу чают фосфоритовый концентрат, содержащий 29 % Р205 при извлечении в него фосфора около 90 %.
Если карбонаты представлены в основном кальцитом, то его
можно сфлотировать алкилсульфатом без подачи реагентов дJIЯ
депрессии фосфорита, и после нескольких перечистных опера
ций получить кондиционный карбонатный продукт (-40 % СО2).
Фосфорит флотируется из хвостов в присутствии жидкого
стекла с использованием обычно жирных кислот (300-500 г/т).
264
а |
Pyila |
|
|
J!змелнен.ие |
|
|
~ lfll 'Уа-{7,177'rмм |
|
||
|
Coila |
(1-1,51fг/m). |
|
1 |
Жl/0/fOf C'i71t'lfЛO (/J,81fг/m), |
||
1 |
талло8оемосло (tкгjm), |
||
t |
соляро8ое масло |
(1,2 ffг/11?} |
|
1/ulf.!Т |
|
|
|
OCf/JO!Jli!ТlШJti |
фЛО 777 а l( lL ll |
|
|
Ufiec шлам.!Тu6ание |
ХВосты |
||
|
|
||
Сли8 |
~ |
Се!!.ная trиcлoma(2-г, s~rг;m_J |
|
|
/ |
|
|
nеремеши8ание |
|
||
|
• |
|
|
СгуЩение |
|
||
f |
|
|
АНП-2(0,2 -O,Зtrz/m) |
|
|
\ |
1 |
Цшrл ф.!Тоmоцuu Cli.!Тu
lfamo8 пороtJы ·
[l/Лl/!r[}Шf7h/i)
ПpO!lf!trm _____.. 1-
(б от8ал)
-
6
Pyila
l Измельчение
У-о.;sмм
ФoCtpopumoOщ}
нонqентрат
Utfесшламлu8ание
ФосqJОрноя trислото (бtrг/m),
-
.Шл lMЬI
\
СЖК С1о-С16 (О,Зкг/т}
/
Uu~rл флотации кароонаmо81
(рН о/:8-5)
·
t
Сооа
(1,5trгjm},
~
жu!l!foe стекло (О,Sкг
maллoffoe масло ( 1,7.tr?.
керосu11 (0,5~re;m;
/( aptfo!lam!lиi
\. ./
ПpOiJjilfi71
~ц~rл ф.!ТОmации
1/JOCфll-
pumo8 (рН 7,6-8)
.l
' %8ocmAt
т
C/Jocфopumo8ыz1
7.'1'JO
.....
KCI'!!..':!H'П
Рис. 14.8. Принципиальные схемы селективной флотации фосфоритовых руд
Кинrисепа (а) и Каратау (б).
Флотация моitацита с сульфнро_ванными растительными ма
слами в кислой среде и алифатическими аминами с крахмалом в щелочной среде применяется для доводки гравитационных монацитоных концентратов, получаемых при обогащении тори евых руд или нз хвостов флотации медно-молибденовых руд.
Для флотационного отделения монацита от сопутствующих
ему циркона, ильменита и граната при переработке россыпей
можно использовать прямую или обратную флотацию мона
цита. Прямая флотация монацита проводится с эмульсией оле иновой кислоты при депрессии сопутствующих минералов сер ной и фосфорной кислотами, а также едким натром. При об
ратной флотации гранат, ильменит и циркон флотируют ами нами в солянокислой среде при депрессии монацита фтористым натрием [34].
Монацит из хвостов сульфидной флотации коренных мона
цитовых руд иЗвлекают флотацией оленновой кислотой
(1,8 кг/т) при депрессии- пустой породы жидким стеклом· ( 1,4 кг/т) и кальцинированной содой (рН 8,5). После трех пе
речистных операций с применепием жидкого стекла монацито
вый концентрат содержит 50 % Th02 и Th20 3 [34].
Флотация шеелитовых и вольфрам.итовых руд. Шеелитовые
и вольфрамитовые руды являются источником получения воJIЬ фрама, используемого в основном для производства легирован
ных сталей. Поэтому к вредным примесям в получаемых кон
центратах относятся фосфор, мышьяк и другие элементы, ухуд шающие качество сталей.
. Шеелитовые концентраты должны содержать 50-60 % W03 и получают их только флотацией. Флотационные вольфра
митовые концентраты, содержащие 30-50 % W03 , 11олучают
гораздо реже и в основном из шламов гравитационного обога-
щения. -
Основные минералы вольфрама- шеелит CaW04 , вольфра
мит (Mn, Fe)W04 (иногда гюбнерит MnW04, ферберит FeW04 ) флотируются собирателями типа жирных кислот (0,1-0,4 кг/т)
.в щелочной среде (рН 9-10), создаваемой содой (1-5 кг/т).
Для подавления пустой породы, представленной в основном си
ликатами (кварцем, полевыми шпатами, слюдами и другими
минералами), используется жидкое стекло (1-7 кг/т), кремне
фтористый натрий, бихромат или декстрин. Удаление сульфи
дов, содержащихся юю_гда в исходной руде или продуктах гра
витационного обогащения, производится в начале процесса
с применением сульфгидрильных собирателей.
Получаемые черновые концентраты загрязнены кальцие выми минералами (кальцитом, апатитом, флюоритом и др.), некоторыми си-1икатами (топазом, слюдами и др.), остатками
сульфидных минералов и поэтому направляются после предва
рительного сгущения до 50-60 % твердого в цикл доводки кон
центрата.
Доводка черновых шеелитовых концентратов, содержащих
266
3-5 % W03 и обычно некоторое количество окисленного мо~
либдена, осуществляется в мировой ирактике по разработан~
ному в СССР методу Петрова. Сущность метода заключается в избирательной десорбции собирателя с поверхности карбона~
тов кальция, магния и силикатных минералов в процессе про
парки черновых концентратов в 3-4 %~ном растворе жидкого
стекла при 85-90 ос в течение 30-60 мин. В результате этого минералы породы депрессируются, а шеелит и обычно сопутст вующий ему повеллит СаМо04 сохраняют свою флотируемость.
После разбавления холодной водой до 25-30 % твердого и
двух~трех перечистных операций флотации получают кондици~ онный концентрат. Если черновой концентрат содержит значи~
тельное количество барита, флюорита, апатита или легкофло~ тируемых алюмосиликатов, полной депрессии которых в уело~ виях метода Петрова обычно не достигается, то он поступает на дальнейшую обработку в целях удаления вредных примесей
фосфора (апатита), фтора (флюорита), серы (барита).
До настоящего времени некондиционный по фосфору шеели товый концентрат выщелачивают соляной кислотой. При этом
вместе с апатитом растворяется повеллит и, частично, шеелит и
для выделения из раствора вольфрама и молибдена необходимо применять гидрометаллургические методы. В то же время из
вестно, что минералы с анионами so~- (например, целестин,
барит), РО : - (например, апатит)·, F- (например, флюорит) мо
жно отделить от минералов с анионами wo~- (например, ше е..'IИТа, вольфрама, гюбнерита), МоО~- (например, i:ювеллита), sюg- (силикатов) флотационным путем по ме:оду Л. И. Грос~
м ан а.
По этому методу концентрат сначала перемешивается в кис~
л ой среде (при рН 1,5-2), создаваемой соляной, серной, фос~
форной .или щавелевой (но не плавиковой) кислотами. При этом образованные на поверхности минералов с анионами
WO~-. МоО~- и с адсорбированными на поверхности силикатов
катионами мыла разлагаются, катионы переходят в раствор, на поверхности образуется как бы пленка гидрофильной вольф~ рамовой, молибденовой или кремневой кислоты, и минералы
теряют флотируемость. В этих же условиях минералы с анио
намИ SO~, РО~- и F- эффективно флотируются алкилсульфа-том или алкилсульфонатом (0,2-0,3 кг/т), обеспечивая получе
ние в камерном продукте кондиционного по вредным примесям
шеелитового концентрата. ·
Использование метода Л. И. Гросмана позволило решить,
например, проблему разделения барито-шеелитовых концентра~ тов и повысить комплексность использов~ния руд Чорух~Дай~
рана. Получаемые шеелитовые концентраты могут содержать некоторое коJiичество силикатов. Их отделение от минералов ВОJ1Ьфрама и молибдена может быть осуществлено после
267
отмывки ·от кислоты флотацией шеелита и повеллита, восста навливающих флотируемость при доведении рН до 6-7.
На отечественных обогатительных фабриках из руд, содер
жащих 0,1-0,4% W03 и 0,03-0,1% окисленного молибденаr
получают концентраты, содержащие 60-70 % WОз при извле
чении 80-90 % и 8-10 % окисленного молибдена при извлече
нии около 65 %.
При доводке флотационных вою,фрамитовых концентратов вместо метода Петрова может быть исiiОJlьзована дофлотация
чернового концентрата или в слабокислой среде (при pfi 5-6),
или после пропарки с кремнефтористым натрием при 80-85 °С. Значительное улучшение качества концентрата достигается
благодаря депрессии силикатных минераJiов и значительной
ча~ти флюорита. Для даJrьнейшсго удаления вредных примесей можно воспользоваться методом Л. И. Гросмана.
В ~еханобре разработана технология обогащения вольфра
мовых руд с применением реагента И~-50, позволяющего уже на стадии основной флотации достаточно полно удаJiить в хво
сты не только кварц и полевой шпат, по и слюду, флюорит, ЭJIИ
дот, ожелезненные силикаты и окис.т1ы железа [44]. При значи
тельном содержании в руде флюорита основная флотация про
водится в СJlабокисJlОЙ среде (рН 5,5- 6,5), а перечистные при рН 5. Оптимальное значение рН ]3 обычных условиях равно 8-9. Применеине небольших расходов (70-80 г/т) крем нефтористого натрия и реагента ОП-4 заметно улучшает се.тiек
тивность процесса. Доводка полученного концентрата осущест
вляется дофлотацией его в сиJ1ьнокислой среде (рН 1,5) с не
большими добавками реагента И~-50. При флотации шламов
гравитационного обогащения вольфрамитовых и rюбнеритовых руд, содержащих 0,11-0,43 % W03, получены концентр.аты с содержанием 30-50 % W03 и извлечением в них 65- 74 %
вольфрама.
