
книги из ГПНТБ / Клименко, Н. Г. Применение ионитов для повышения селективности флотационного процесса
.pdfОсновные 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 |
|
!с |
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
:Я 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 |
|
=г |
|
|
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