книги из ГПНТБ / Полькин, С. И. Обогащение оловянных руд и россыпей

Т а б л и ц а 109

Результаты разделения оловянно-вольфрамового промпродукта

§ 66. Доводка оловянно-полиметаллических и других комплексных концентратов

При обогащении оловянно-полиметаллических руд, содержа­ щих олово, свинец, цинк, медь, висмут, серебро, кобальт, редкие и рассеянные элементы, в первичные концентраты обогатительных фабрик переходит большинство из них. Доводка таких концентра­ тов до высоких кондиций затруднительна и связана с потерями ценных компонентов.

Кроме того, часто минералогический состав не позволяет по­ лучить оловянные высокосортные концентраты, отвечающие тре­ бованиям металлургического передела. В этих случаях наряду с обычными способами доводки — флотогравитацией и коллектив­ ной флотацией сульфидов — применяют более сложные схемы и технологические процессы.

Доводка оловянно-свинцовистых концентратов. Концентраты,

поступившие на доводку, были выделены при обогащении окислен­ ных и первичных руд [82]. Олово в рудах содержалось главным образом в виде касситерита. Свинец представлен из общего содер­ жания в окисленных рудах 1,81% церусситом и англезитом, соот­ ветственно на 52, 49 и 13,85%, 26,52 и 7,69% пломбоярозитом; 8,84 и 13,84% галенитом. Цинк представлен смитсонитом и сфалери­ том, мышьяк представлен арсенопиритом и скородитом; ж елезо - пирротином, пиритом, марказитом и гидроокислами.

Концентрат, выделенный из окисленной руды, содержал олова 6,66%, свинца 8,51%, меди 0,73%, цинка 0,44%, трехокиси воль­ фрама 0,25%. Извлечение компонентов соответственно составляло

75,86; 29,36; 35,02; 34,37 и 38,75%.

431

Концентрат, выделенный при обогащении первичной руды, со­ держал олова 5,64%, свинца 3,8%, меди 3,02%, цинка 1,49%, трехокиси вольфрама 0,2%. Выход концентрата составлял 11,82%, а извлечение в него компонентов соответственно 82,7%; 68,8; 52,5%; 51,0% и 49,2%.

Кроме перечисленных компонентов, в черновых концентратах содержалось до 1% мышьяка, 0,01—0,12% висмута, 8,2—18,1%

серы, 17,5—27,1% железа, 24,2—35,9% двуокиси кремния, 4,4— 13,2% окиси алюминия.

Из табл. ПО видно, что в результате доводки из окисленных руд были получены концентраты двух сортов: первый, содержа­ щий олова 50,03% при извлечении 71% от операции и второй, со­ держащий 15,12% олова при извлечении 21,4%. В первом концент­ рате кроме олова содержалось 11% свинца, 0,18% меди, 0,19% цинка, 1,64% трехокиси вольфрама, 0,64% мышьяка, 2,6% серы, 5,99% железа, 0,008% висмута, следы галлия, индия, бериллия, ванадия, скандия и др. Из концентратов обогащения первичных руд выделены также два сорта концентратов; первый содержал 60,73% олова при извлечении 78,4% (от операции), а второй 31,48% олова при извлечении 10%.

Содержание других элементов в первом концентрате; свинца 2,02%, меди 0,15%, цинка 0,08%, трехокиси вольфрама 1,82%, мышьяка 0,6%, серы 3,32%, железа 3,72%, висмута 0,007%, следы индия, галлия, скандия, бериллия, ванадия. По содержанию

432

свинца, мышьяка, серы и железа эти концентраты не отве­ чали требованиям металлургического предела. Поэтому доработка их осуществлялась гидро- и пирогидрометаллургическими ме­ тодами.

Наилучшим режимом доводки для концентратов, полученных из окисленных руд, оказался: хлорирующий обжиг с 5% хлори­ стого натра при температуре 600° С и продолжительности обжига 1 ч — выщелачивание в одну стадию огарка рабочим раствором 200 г/л соляной кислоты и 100 г/л хлористого натра, в течение 2 ч

при температуре 85° С и остаточной концентрации 105,8 г/л соля­ ной кислоты.

Для доработки концентратов первичных руд применяли хло­ рирующий обжиг в том же режиме, но выщелачивание проводили рабочим раствором 100 г/л соляной кислоты и 200 г/л хлористого натра при продолжительности 1 ч и температуре 85—90° С; оста­ точная концентрация соляной кислоты 64,5 г/л. Выщелачивание проводили при Т : Ж = 1 : 3.

При доводке концентратов по технологической схеме, приведен­ ной на рис. 125, получены концентраты из окисленной руды с со­ держанием олова 70,21%, свинца 0,04%, трехокиси вольфрама

1,50%, висмута 0,003%, железа 1,29%, мышьяка 0,009%, серы

0,02%, извлечение олова из руды 52,5%; из первичной руды: олова 67,50%, свинца 0,05%, трехокиси вольфрама 1,63%, железа 1,96%, мышьяка 0,01%, серы 0,04%, извлечение олова из руды 63,4%.

Доводка оловянно-пирротинового концентрата. Концентрат с со­ держанием олова 13,6% был получен при обогащении оловянно- свинцово-цинково-пирротиновой руды по флотационно-гравитаци­ онной схеме.

Примерный состав концентрата: касситерита 17,6%, кварца 9,9%, пирротина 43,6%, пирита 21,5%, галенита 0,6%, сфалерита 1,7%, арсенопирита 1,15%, марказита 2,8%, сидерита, станнина, магнетита, гидроокиси железа, вольфрамита, халькопирита — еди­ ничные зерна.

Касситерит находится главным образом в свободном состоянии при крупности 0,5 мм. В более крупных классах, выход которых составляет всего 1,1%, встречается в сростках с кварцем, реже с пиритом, пирротином, марказитом и совсем редко со сфалери­ том. Размер зерен в пределах 0,005—1 мм. Наиболее распростра­ нены зерна размером 0,016—0,1 мм.

Пирротин является самым распространенным минералом в кон­ центрате. Он тесно ассоциирует с пиритом, галенитом, маркази­ том, сфалеритом и редко с касситеритом.

В пирротине часто встречаются включения сульфидов, и он, в свою очередь, ассоциирует со сфалеритом.

Пирит и марказит по своему распространению уступают только пирротину. Они тесно срастаются с другими сульфидами. Часто наблюдается замещение пирита марказитом. Изредка в пирите обнаруживается тонкая вкрапленность касситерита.

Р и с. 125. Принципиальная схема получения оловянных концентратов, пригодных для металлургического передела

Сфалерит находится в тесном срастании с пирротином, пири­ том, марказитом и галенитом. Он содержит в себе мелкую эмуль­ сионную вкрапленность пирротина и реже халькопирита. В от­ дельных случаях в сфалерите встречаются тонкие каемки стан-

нина.

Распределение олова по классам крупности в исходном кон­ центрате:

В голове процесса выделяют магнитную фракцию, состоящую главным образом из пирротина. Выход магнитной фракции 25,4%, потери в ней олова 0,92% и содержание 0,5%. Содержание олова в немагнитной фракции повысилось до 19,25%.

Немагнитную фракцию обрабатывали флотационными реаген­ тами: 50 г/т жидкого стекла, 100 г/т бутилового ксантогената, €5 г/т соснового масла и при Т : Ж = 1 : 2 проводили основную суль­ фидную флотацию. После двух контрольных флотаций с подачей в первую 100 г/т бутилового ксантогената и 33 г/т соснового масла, а во вторую соответственно 50 и 32 г/т камерный продукт обога­ щали флотогравитацией на концентрационном столе. Сульфиды со­ держали 3,23% олова при выходе от операции 30,2%, а содержа­ ние олова в камерном продукте повышалось до 52% с извлечением

внего 94,94% олова от операции.

Впервую операцию флотогравитации подавали: серной кислоты

1кг/т, бутилового ксантогената 0,5 кг/т, дизельного топлива 1 кг/т; во вторую операцию расходы реагентов сокращались вдвое.

Результаты доводки показаны в табл. 111. Вследствие большого содержания в исходном концентрате окисленных минералов свинца (~60% общего количества свинцовых минералов) в конечном объ­ единенном концентрате его содержание высокое.

Флотацией с жидким стеклом 40 г/т, сернистым натром 400 г/т, бутиловым ксантогенатом 200 г/т, сосновым маслом 100 г/т уда­ ется снизить содержание свинца в концентрате до 0,36%, серы до

0,48%, а мышьяка до 0,031%.

Доводка оловянно-свинцово-висмутово-молибденового концен­

трата [33]. В товарном концентрате, поставляемом предприятием, содержится: олова — 43,69%, висмута— 11%, трехокиси вольфра­

Минералогическими исследованиями установлено, что олово пред­ ставлено главным образом касситеритом и частично станнином. Висмутовые минералы — самородный висмут, висмутин, козалит, базовисмутин — образуют взаимопрорастания и тесно связаны с сульфидами. Из сульфидов преобладают пирит, марказит, арсе­ нопирит, серебросодержащий галенит, молибденит.

Исходный концентрат классифицируется на вибрационном гро­ хоте. Продукт грохота +2 мм додрабливают на валковой дробилке и вместе с минусовым продуктом перемешивают с флотационными реагентами: 1,4 кг/т серной кислоты, 0,35 кг/т бутилового ксантогената, 1,26 кг/т дизельного топлива и обогащают флотогравитацией с получением сульфидов и оловянного концентрата, содержа­ щего 65% олова. Наиболее вредной примесью для дальнейшей технологиии получения олова является висмут. Содержание вис­ мута в оловянном концентрате 3—3,5%• Висмут перед плавкой выщелачивают соляной кислотой на 96%.

В объединенные сульфидные продукты переходит около 2% олова, представленного касситеритом и станнином.

Такой состав сульфидов представляет значительный интерес для извлечения из них весьма ценных элементов. Минералогический со­ став сульфидов приведен в табл. 112.

Из табл. 112 видно, что между минералами, слагающими пробу, имеется сложная взаимосвязь и взаимное тонкое прораста-

436

Т а б л и ц а 112'

Минералогическая характеристика сульфидов флотогравитации

437

ние, что обусловливает необходимость тонкого измельчения мате­ риала при разделении. Присутствие вторичных минералов висмута, замещающих сульфиды, и самородного висмута является неблаго­ приятным для высокого извлечения висмута в товарный концен­ трат.

В связи с тем, что свинец представлен лишь в незначительных количествах галенитом, а основная масса его в виде свинцово-вис­ мутового минерала-козалита, выделение самостоятельного свинцо­ вого концентрата является нецелесообразным.

Наличие самородного висмута (около 4%) и висмутина-козе- лита (более 40%) является осложняющим обстоятельством при по­ лучении высокосортного молибденового концентрата. Молибденит и козалит легко переизмельчаются по сравнению с сульфидами же­ леза.

Наиболее легкофлотируемым является молибденит, но при раз­ делении сульфидов флотогравитациии материал весьма сильно об­ работан флотационными реагентами, поэтому основной трудностью для разделения является восстановление первичной флотируемости минералов.

Для отделения молибденита в черновой концентрат были испы­ таны следующие приемы разделения сульфидов: флотация молиб­ денита без обработки исходного продукта реагентами; применение сернистого натрия для селекции молибденита без предварительной десорбции реагентов; флотация с предварительной десорбцией ре­ агентов сернистым натрием; обработка перед измельчением едким натром; обработка перед флотацией серной кислотой; термическая обработка перед флотацией; удаление реагентов пропаркой: в ще­ лочной среде, создаваемой едким натром, содой, известью; без реа­ гентов (в естественных условиях).

Лучшие результаты были получены при пропарке сульфидов в щелочной среде. Наиболее устойчиво процесс проходит при рас­ ходе извести 3 кг/т и времени пропарки 60 мин. При измельчении сульфидов до 96—98% — 0,1 мм извлечение молибдена в концен­ трат достигает 96% при содержании 14%• Обработка сульфидов сульфитом натрия в щелочной среде, пропаркой с известью — 2 кг/т в течение 45 мин отмывной водой реагентов после пропарки и 6

Показатели флотации по указанному режиму с общим расходом сульфита натрия 12,5 кг/т приведены в табл. 113—114.

Химическим анализом по лимитируемым элементам первого мо­ либденового концентрата определено содержание: молибдена —

лургической переработки, а пирито-оловянный продукт можно ис-

438

пользовать в качестве сульфидизирующей добавки при фьюминговании.

Поиск оптимального режима для свинцово-висмутовой флотации показал, что при дробной подаче собирателя, pH, близком к 10, и суммарных расходах реагентов: керосина — 0,05 кг/т, бутилового ксантогената — 0,88 кг/т, соснового масла — 0,19 кг/т, сернистого натра— 1,45 кг/т, извести — 3,5 кг/т удастся получить свинцово­ висмутовый концентрат и оловянно-сульфидный продукт. Улучше­ ние результатов достигается при применении сульфита и серни­ стого натра, как специфично действующих реагентов. Схема разде­ ления сульфидов флотогравитации показана на рис. 126.

По этой схеме возможно получение молибденового, свинцово­ висмутового и пиритно-оловянного концентратов при извлечении около 81% молибдена, 94% свинца и 96% висмута.

Разделение хвостов молибденовой флотации и качество продук­ тов показано в табл. 115.

439

Разделение многосульфидного свинцово-медно-цинкового про­ дукта [34]. При доводке оловянного концентрата, полученного от обогащения оловянно-полиметаллической руды, выделяется суль­ фидный продукт, который может быть эффективно использован при

Рис. 126. Схема разделения сульфидов флотогравитации слож­ ного состава

селективном извлечении содержащихся компонентов. Например, сульфиды, полученные от доводки концентратов одного из место­ рождений, имели следующий минералогический состав: 70—75% пирита, 15—20% кварца и полевого шпата, 4% галенита, 3,5% халькопирита, 3,7%) сфалерита и 0,7% гюбнерита. Кроме того, в сульфидах присутствовали благородные и редкие металлы. Гале-

440