Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Клименко, Н. Г. Применение ионитов для повышения селективности флотационного процесса

.pdf
Скачиваний:
15
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
5.32 Mб
Скачать

Основные металлы ■— медь и цинк представлены первичными сульфидами: халькопиритом, борнитом и сфалеритом.

Рассеянные элементы изоморфно связаны с ми­ нералами основных металлов.

Изучение обогащения медно-цинковой руды про­ ведено в лабораторных условиях в ЦНИГРИ еще до строительства фабрики. Предлагалась коллективноселективная схема, включающая флотацию меди в голове процесса, коллективную флотацию медно-цин­ кового продукта из хвостов медной флотации с после­ дующей селекцией коллективного концентрата. Пирит флотировался из хвостов медно-цинковой флотации.

Применение ионита позволило снизить потерн цин­ ка в медном концентрате па 1 2 % при использовании сульфоугля и на 22% при работе с катионитом КУ-1. Расход ионитов составлял 0,5 кг/т исходной руды.

Флотационное разделение медно-цинкового про­ дукта позволяло получить кондиционный цинковый концентрат с извлечением цинка в лабораторных ус­ ловиях в открытом цикле 30% и с выделением конди­ ционного медного концентрата. Общее извлечение меди составило 92%.

Фабрика была построена без учета извлечения цинка и только последующими работами института Гинцветмет была показана необходимость включения операции выделения цинковых минералов в отдель­ ный продукт [82]. Необходимость этого усугубляется неравномерным распределением цинка в месторожде­ нии. Часто повышенные содержания цинка приводили к выдаче некондиционного медного концентрата.

До 1970 г. фабрика работала с получением одного

медного концентрата, содержащего

16,8%

меди

и

7,1% цинка, при извлечении

в него

79,65%

меди

и

77,5% цинка.

позволило бы

более

Использование катионита

комплексно решить вопрос обогащения руд на данной фабрике.

Руды Сибайского месторождения к началу эксплу­ атации были весьма разнотипны. По содержанию ос­ новных компонентов в месторождении различают: медные, медно-цинковые, цинковые и серно-колчедан­

130

ные руды. Кроме этого, имелись два типа брекчие­ видных руд.

Условно, по времени открытия, месторождение де­ лится на три участка: «Старый Сибай» (1913 г.). «Новый Сибай» (1937 г.) и «Слепая Залежь» (1952 г.).

Руды «Старого Сибая» представлены в основном первой западной залежью, сложенной брекчиевидновкрапленными разностями с мелкими и крупными включениями колчедана. Цементом являются сильно

каолинизированные

и хлоритизированные

альбито-

фиры.

 

 

Для первой западной залежи характерны медно-

цииковые руды с

содержанием около

1 % меди,

1,7% цинка и 28% серы.

 

В рудах верхних горизонтов содержание вторич­ ных сульфидов достигало 30—40 %, с углублением рудного тела оно снижается. Меньшим распростране­ нием на участке «Старый Сибай» пользуются колче­ данные руды, представленные медно-цинковой рудой. Для данной руды характерно очень тонкое взаимопрорастание халькопирита и сфалерита как между собой, так и с пиритом. Сфалерит в значительной сте­ пени содержит эмульсионную вкрапленность халько­ пирита. Для халькопирита характерны две разновид­ ности, одна из которых легко окисляется на воздухе, а вторая более устойчива.

Содержание вторичных сульфидов в свежедобытой руде не велико, но при хранении руды оно резко воз­ растет. По плоскостям и трещинам наблюдаются белые налеты сульфата цинка — госларита и го­ лубые рыхлые налеты сульфата меди — халькаитита.

Пирит также легко окисляется, покрываясь свет­ ло-зелеными, коричневыми и черными налетами. Чер­ ные, сажистые налеты обусловлены присутствием мельниковит-пирита. В заметных количествах присут­ ствуют и коломорфиые структуры пирита.

Руды «Нового Сибая» представлены медными, медно-цинковыми и цинковыми колчеданами. В основ­ ном это первичные руды с низким содержанием вто­ ричных сульфидов.

Первая линза сложена медными рудами с содер­ жанием более 0,5% меди, менее 1% цинка и больше

5*

131

40% серы. Для руд второй линзы и восточной части купола пятой линзы характерны цинковые руды, со­ держащие меньше 0,5% меди, более 1% цинка и 40% серы. Для них характерна более крупная вкрап­ ленность по сравнению с медными и медно-цинковы­ ми рудами.

Медно-цинковые руды представлены третьей лин­ зой и западным крылом пятой линзы. Вершина купо­ ла пятой линзы сильно подвержена окислению. Заметные выделения халькозина наблюдаются не только по халькопириту, но и по сфалериту.

На участке «Новый Сибай» встречаются и брек­ чиевидные руды (четвертая линза).

Руда четвертой линзы по текстурно-минералоги­ ческим особенностям аналогична руде первой запад­ ной залежи «Старого Сибая». Брекчиевые руды наи­ более крупно вкраплены и уже при измельчении 87% класса —0,074 мм подавляющее большинство суль­ фидов находится в свободных зернах, в то время как колчеданные руды требуют измельчения до 96% класса —0,074 мм.

Наиболее труднообогатимыми рудами считались ру­ ды тринадцатой линзы с легко окисляющейся разно­ стью халькопирита.

Технология обогащения различных типов руд Си­ бая изучалась институтом Уралмеханобр и другими исследовательскими организациями. Исследования прошли все стадии от лабораторных до промышлен­ ных испытаний на опытной фабрике БМСК и неко­ торых уральских фабриках.

На основании этих работ была запроектирована схема прямой селективной флотации с доизмельчением грубого цинкового концентрата. При обогащении медно-цинковых руд проектом предусмотрено получе­ ние медного концентрата с содержанием меди 19% при извлечении 70% и цинкового концентрата, содер­ жащего 54% цинка при извлечении 60%, а также выдача медно-цинкового промпродукта.

Основными причинами, затрудняющими обогаще­ ние сибайских руд верхних горизонтов, принято счи­ тать тесную ассоциацию минералов и наличие вторич­ ных сульфидов меди. Однако указанные два фактора не исчерпывают полностью причин нарушения селек­

132

ции. В большинстве своем концентраты загрязняются свободными зернами разноименных минералов. При­ чину этого следует искать в том, что не все зерна одного и того же минерала одинаково ведут себя в одних и тех же условиях. Различие это в первом при­ ближении может быть объяснено условиями образо­ вания минералов, определившими их структуру, на­ личие в них изоморфных примесей, активацию их в месторождении, при хранении руды и в процессе обо­ гащения.

Известно, что отдельные генетические и морфоло­ гические разновидности минералов обладают различ­ ными флотационными свойствами. Работами ЦНИГРИ показано, что для депрессии одних пиритов Сибайского месторождения достаточной является кон­ центрация извести в медном цикле 30 г/м3, а для других 300 г/ м3. Различна также величина оптималь­ ной щелочности и для флотации халькопирита. Для одних типов руд наибольшая скорость флотации этого минерала соответствует низкой щелочности, а для других она растет пропорционально увеличению содержания свободной СаО в пульпе. Значительное влияние на селективность разделения имеет скорость окисления минералов меди. Отдельные разновидности халькопирита окисляются весьма быстро, вследствие чего в жидкой фазе пульпы в процессе измельчения и флотации появляются ионы меди, активирующие в медном цикле флотацию сфалерита; халькопирит других типов руд менее подвержен окислению. При переменном характере подаваемых на фабрику руд, обладающих различными технологическими свойст­ вами и требующих различных реагентных режимов, создаются значительные трудности ведения процесса и сохранения стабильных показателей обогащения. При изучении технологических свойств руд Сибая было показано, что одна из причин нарушения селек­ ции (активация сфалерита ионами меди) может быть в некоторой степени устранена применением ионооб­

менных смол.

В лабораторных условиях изучалась брекчиевид­ ная руда с содержанием окисленных форм меди око­ ло 9%. Лабораторные опыты показали возможность снижения потерь цинка в грубом медном концентрате

133

на 8 % при использовании в измельчении катионита при расходе его 0,7 кг/т руды.

Результаты лабораторных исследований были уточнены на укрупненной непрерывной установке Сибайской фабрики [83].

Эффективность применения ионитов определялась сравнением результатов флотации при одной схеме и неизменном реагентном режиме без катионита и с ка­ тионитом.

Для Сибайской медно-цинковой брекчиевидиой руды первой западной залежи проверялись две схемы: прямой селекции и коллективно-селективной флота­ ции.

Схема прямой селективной флотации осуществля­ лась по следующему режиму:

I стадия измельчения

2,5 г/м3 свободной СаО

известь .............................

цианид .............................

200—250 г/т

цинковыіі купорос . . .

500 г/т

г/т

сернистый натрий . . .

250—300

II стадия измельчения

1000—1500

г/т

цинковый купорос . . .

Медная флотация:

15—200 г/м3 свободной

щелочность.....................

ксантогенат

СаО

 

60—100 г/т

Цинковая флотация:

200—400 г/м3 свободной

известь .............................

медный купорос . . . .

СаО

 

300—400 г/т

ксантогенат .....................

100—150 г/т

Измельчение по второй схеме проведено в слабо­ щелочной среде (содержание свободной СаО 5— 10 г/м3). Основная и контрольная флотации проведе­ ны с добавлением по 1 1 0 г/т бутилового ксантогената и соснового масла.

Доизмельчение коллективного концентрата осуще­

ствлялось в присутствии 2 0 0

г/т активированного уг­

ля, 250 г/т цианплава и 1300

г/т цинкового купороса.

100

В основную медную флотацию дана известь (56—

г/м3 свободной

СаО) и

бутиловый

ксантогенат

15

г/т. Реагенты

цинкового

цикла:

известь 600—

800

г/м3 свободной

CaO, CUSO4 400 г/т, ксантогенат

80 г/т. Перечистка цинкового концентрата проведена при содержании свободной СаО 1000—1200 г/м3,

184

Из табл. 38 видно, что применение 0,7 кг/т КУ-1 в коллективно-селективной схеме и 1 кг/т при рабо­ те по схеме прямой селекции позволяет на 4 % улуч­ шить качество медного концентрата и увеличить извлечение цинка в цинковый концентрат на 10—15%.

Полученные показатели дали основание присту­ пить к промышленным испытаниям непосредственно на Сибайскоп фабрике, работающей на четырех сек­ циях.

На первой секции осуществлена была схема кол­ лективно-селективной флотации с депрессией части пирита в голове процесса. На трех следующих сек­ циях — схема прямой селективной флотации. Все секции работали примерно на одной руде. Исключе­ нием в отдельные периоды являлась вторая секция, на которой иногда перерабатывался цинковый кол­ чедан. Наиболее высокие показатели как по качеству концентрата, так и по извлечению металлов, получе­ ны по третьей и четвертой секциям.

Схема коллективно-селективной флотации имела преимущество только в переработке руды и в послед­ нее время обеспечивала более высокое извлечение меди (на 4%), зато резко отставало извлечение цин­ ка (на 6—23%).

Промышленные испытания проводились в два

приема:

в 1963 г. на третьей и четвертой секциях и

в 1964

г. дополнительно к указанным двум еще на

первой

секции.

Вкачестве ионообменной смолы использовалась пылевидная фракция КУ-1 Нижне-Тагильского заво­ да пластмасс. Катионит при расходе 1 кг/т руды по­ давался в I стадию измельчения. При условии подачи более или менее стабильной руды имелась возмож­ ность сравнивать показатели обогащения как одно­ временно работающих двух секций, одна из которых использовала катионит, а вторая работала без катио­ нита, так и работу одной и той же секции за периоды работы с катионитом и без него.

Впериод испытаний перерабатывалась медно-ции- ковая руда первой западной залежи, а также частич­ но поступала руда четвертой линзы с участка «Но­

вый Сибай».

Средний расход реагентов на 1 т руды составлял:

135

в I стадии измельчения: окиси кальция 2,5 г/м3 свободной СаО, цианида 200—250 г/т, цинкового ку­ пороса 500 г/т, сернистого натрия 250—300 г/т;

во II стадии измельчения цинкового купороса

1000—1500 г/т;

в медной флотации щелочность колебалась в зна­ чительных пределах в зависимости от характера руды (от 15 до 200 г/м3 свободной СаО), ксантогената

60—100 г/т;

в цинковой флотации: щелочность 200—400 г/м3 свободной СаО, медного купороса 3Q0—400 г/т, ксан­ тогената 100—150 г/т.

В связи с тем что одноименные концентраты всех секций объединялись, работу каждой отдельной сек­ ции нельзя характеризовать товарными показателями, поэтому вся оценка проведена при сравнении техно­ логических показателей. Для третьей секции харак­ терна была закономерность в улучшении как качест­ ва медного концентрата, так и извлечения цинка в цинковый концентрат.

Так, в первый период без катионита извлечение цинка составляло 58,8%, после подачи катионита оно увеличилось на 11,4% с одновременным повышением качества медного и цинкового концентратов. После прекращения подачи катионита извлечение снизилось иа 17%, а после возобновления подачи увеличилось на 6% по сравнению с предыдущим периодом и на 12% по сравнению с извлечением на четвертой сек­ ции, работающей без катионита.

В начале работы с катионитом отмечалось сниже­ ние извлечения меди, как следствие неосвоенности но­ вого процесса.

При добавлении катионита меняется характер пе­ ны. Она делается более крупной и менее устойчивой. В процессе освоения технологии с использованием катионитов снижения флотируемости медных минера­ лов не наблюдалось.

Оценивая эффективность использования катиони­ та на третьей секции по средним показателям за весь период испытания, можно отметить повышение извле­ чения цинка в цинковый концентрат на 9,1% (64,8 вместо 55,7%) при одновременном повышении его качества на 5,5%.

190

Повышение извлечения цинка произошло за счет улучшения селекции: потери его в медном концентра­ те снизились на 9,2%. Повысилось качество медного концентрата с 14,7 до 16%, несмотря на снижение со­ держания меди в руде. Извлечение меди за весь пе­ риод понизилось иа 0,85%, однако оставалось выше планового. При сравнении показателей двух парал­ лельно работающих секций извлечение цинка при использовании катионита на третьей секции было на 13,2% выше, чем без катионита на четвертой секции.

При подаче катионита на четвертую секцию поло­ жительных результатов не было получено (табл. 39). Возможно, это было обусловлено тем, что на четвер­ тую секцию поступали дренажные продукты третьей и четвертой секций. В связи с противоречивыми дан­ ными по результатам обогащения на третьей и четвертой секциях было решено продолжить испыта­ ния катионита в 1964 г. Схема этих секций к этому времени была изменена таким образом, что парал­ лельная работа их исключалась: черновой медный концентрат обеих секций доизмельчался в одной мель­ нице и после доизмельчения снова распределялся по двум секЦиям для перечисток. В связи с этим возник­ ла необходимость подачи катионита в обе рудные мельницы. Изменение схемы медной флотации благо­ приятно сказалось на повышении качества медного концентрата и снижении потерь в нем цинка. Обу­ словлено это не только дополнительным раскрытием сростков, но и дезактивацией сфалерита при доизмельчении в условиях высокой концентрации цианида.

На улучшение селективности разделения сибайских руд за счет дезактивации сфалерита цианидом было указано в работах ЦНИГРИ еще в 1959 — 1960 гг. [71]. В этот период увеличилось число пере­ рабатываемых типов руд. На фабрику начали посту­ пать руды «Нового Сибая» с тринадцатой, пятой, третьей, четвертой и второй линз. С переходом на руды «Нового Сибая» уменьшилось содержание вто­ ричных сульфидов, что благоприятно сказалось на по­ казателях обогащения, но наряду с этим увеличился удельный вес колчеданных тонковкрапленных руд, создающих свои затруднения в обогащении.

137

cd 5f

я

«=:

осо

fi

катионита на показатели обогащения брекчиевидной медно-цинковой руды

Сибайского месторождения (полупромышленные испытания)

Влияние

 

5

2

n

о

СОЬ

CL) s

tQ 5

о

s

t'-

<N СО

Ю Tt* ^ СО

СО Ю

^^

00

LO -sf СО Ю СО CD <— ' '— 1

Нf-

ьcdа аcd

ЯНh

Sf

О

О

 

к з: а

 

§ -S =Я

 

5S

»

я

3

Л

О

Н

о

к

и

Я

e t

ас

C l, о

О» Я Я Ö

^:=гсх

о к

.г 5

m к

£ §

ё &

ч g

§ S

3 а

л ,

5 > ь = й

Ка)1"-..0-

дя °

h- со -

CSCD

Ю CN СО СО СО

ТГ (N О —

ЮCD О О СО

ЮСО0—-0 Сн5 СО

 

Е-

Е-

 

 

cd

cd

 

н a.a

 

я

ь

f-

 

a . X я

 

'

CJ

<u

 

 

sf

S’

 

О^). я

а:

 

Ef

О

О

 

'25 «

Ж

 

І

sS

гЯ

 

a

S 2

J3

О

н

6-

Я

Я я о

t=£

Я

О -

о

о

я

я

ш

^Д'РХ

я

я

о

я

со

О)

Ю

ст> о о

—«

<М CD —-

00 —

t> 05

Ю СО — <

СО CD О СО

f-

E- cdCL,

2 «F-

a . я

HQJ

= Sf

я

о

я

»Я 3

ш 3 3 о н

Я ^я о о д о

^ ■». aщ

;>:=гх

и

В измельче-

ние КУ-1

1 кг/т руды

14,7

80,7

4,53

79,75

8,65

11,6

3,99

40,2

0,08

15,25

3,04

0,15

Медный концентрат..................................

Цииковый концентрат......................

Хвосты..........................................................

138

СП

со

cd ts

хС?

VO

cd

H

четвертой

 

катионитом и без катионита на третьей и

секциях Сибайской фабрики

Показатели работы с

 

 

со

ю

со

Th

со

 

со

 

ю

 

о

ю

Th

оо

 

 

 

 

Ю

 

г-.

СО

 

со

 

со

 

 

Th

 

 

СО

СП

 

ю

—«

 

CS

О

 

 

Th

 

to

00

 

ю

—•

 

Th

ел

 

to

cs

2

 

CO

cs

CO

CO

 

Th

о

 

Ci

со

 

00

00

 

cs

^

 

 

о

 

 

 

X

 

 

о

 

 

X

 

 

 

ja

 

§

н

 

о

 

X

о

 

 

CQ

 

 

х

к

 

 

ja

 

 

s

 

 

а.

 

 

н

 

 

26,2

52,4

21,4

81,2

4,9

13,9

7,16

43,5

0.422

15,9

2,9

0,196

24,3

51,6

24,1

81,7

3,6

14,7

6,56

48,7

0,468

15,7

2,44

0,203

Медный концентрат

Цинковый концентрат

Хвосты.........................

Четвер-

тая

 

139

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ