книги / Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых. Обогатительные процессы и аппараты
.pdf11.4. Химические м етоаы обогащ ения
Химические, как и термохимические, процессы испо^ЬЗу. ются в начале, середине или конце комбинированных схе^ пе_ реработки и обогащения труднообогатимого минерального сы рья. Из химических процессов наиболее часто используются вы_ щелачивание, осаждение, сорбция и экстракция. Применение комбинированных схем позволяет вовлечь в переработку Неподцающиеся обычными методами обогащения минеральное сырье и резко повысить комплексность его использования. На иболее перспективно использование комбинированных СХем при извлечении из руд меди, молибдена, свинца, ниобия, же леза, алюминия, золота, урана и других металлов.
11.4.1. Процесс вышелачпванпя
Из химических процессов основным, определяющим по казатели переработки сырья, является выщелачивание. Оно пред ставляет собой операцию селективного растворения одного или нескольких компонентов. В качестве растворителя используются в зависимости от природы растворимых минералов кислота (сер ная и др.), щелочь (сода, едкий натр) или комплексообразую щие реагенты (цианид, аммиак или соли аммония и др.).
Концентрация растворителей изменяется от 0,02 % KCN (при выщелачивании золота) до 94 % H2S04 (при разложении редкометалльных концентратов). Извлечение металлов в рас твор при этом может достигать 98— 99 % при незначительном растворении (3—5 %) сопутствующих минералов. Увеличение скорости выщелачивания достигается повышением темпера туры раствора, применением добавок окислителей, восстано вителей, бактериальных культур и продуктов их жизнедея тельности, наложением магнитных и электрических полей, виброакустических и других воздействий. Трудноизвлекаемые ком поненты предварительно переводят в легкорастворимые со единения путем окислительного обжига (например, сульфид ного сырья), восстановительного или хлорирующего обжига (например, окисленных руд), сплавления или спекания с содой (вольфрамсодержащего сырья), известью (алюминийсодержа щего сырья) или фторсиликатами (редкометалльного сырья).
Выщалачивание осуществляется чановым, автоклавным, перколяционным, кучным и подземным способами.
11.4.2. Чановое выщелачивание
При чановом выщелачивании измельченная до 50—90 % класса -0,074 мм руда проходит через ряд последовательно со единенных чанов, интенсивное перемешивание пульпы в кото рых производится механическими мешалками, сжатым возду хом или комбинированным воздушно-механическим способом.
При механическом перемешивании пульпы применяются про пеллерные, импеллерные, турбинные, цепные и другие мешал ки. Чаны с пневматическим перемешиванием (пачуки) исполь зуются обычно для выщелачивания плотных пульп с соотно шением Т : Ж = 1,2:1 при переработке цинк-, золотоили уран содержащего сырья. Они представляют собой цилиндрические чаны с коническим днищем диаметром 3,0—4,5 м и высотой от 9 до 15 м, в нижнюю часть которых подают воздух под давлением 0,15—0,20 МПа. Чаны с комбинированным перемешиванием имеют или центральный аэролифт и вращающиеся гребки, или периферический аэролифт и центральный импеллер.
При использовании любого аппарата скорость выщела чивания извлекаемого металла примерно в 100 раз больше по сравнению с перколяцией (просачиванием выщелачивающего раствора через неподвижный слой материала) и процесс за канчивается за 0,5—2,0 ч. Необходимый объем аппаратуры для выщелачивания также уменьшается в 80— 100 раз. Однако для отделения растворов от твердого материала требуется со оружение сгустителей, работающих по системе непрерывной промывочной декантации (когда слив сгустителя последую щего цикла выщелачивания и сгущения направляется в пре дыдущий). Образование пены при выделении С 02в чанах вы щелачивания предотвращается порционной подачей кислоты, гипсование труб — применением труб из пластика.
По сравнению с перколяцией процесс чанового выщела чивания требует более высоких капитальных затрат (на со оружение зданий для установки чанов и сгустителей, отделе ния измельчения и классификации), поэтому его целесообраз но применять при переработке труднообогатимых богатых руд, промпродуктов и бедных черновых концентратов.
11.4.3. Автоклавное выщелачивание
Автоклавное выщелачивание нашло широкое примен^ние в урановой, никелевой, алюминиевой и вольфрамовой |^р0_ мышленности. Автоклавы представляют собой металлические вертикальные или горизонтальные сосуды вместимость^ 0т 5— 10 до 130 м3, работающие под давлением от 1до 5 МПа При нагреве пульпы через внешние нагреватели (паровые рубаш. ки, электронагреватели) или путем продувки ее в автоклаве острым паром, обеспечивающим также интенсивное переме шивание пульпы. Повышение температуры и давления в авто клаве вызывает резкое увеличение скорости выщелачивания. Для окисления выщелачиваемых компонентов, например суль фидов, в автоклав подают кислород, воздух, перекись водоро да, соли марганца, хлор и др. Автоклавы объединяют обычно в батареи, состоящие из 5— 10 аппаратов, работающие по принципу непрерывного выщелачивания сырья.
11.4.4. Перколяипонное вышепачпванпе
Методом перколяции обрабатывают дробленую, а если шла мов больше 10 %, то обесшламленную руду обычно крупно стью -15 +1 мм. Ее загружают в большие прямоугольные бе тонные (длиной 35—60, шириной 25—35, высотой 2—6 м) или круглые деревянные чаны с внутренним кислотоупорным по крытием и ложным перфорированным днищем для прохожде ния выщелачивающего раствора, который фильтруется через слой руды. Процесс используется для выщелачивания окис ленных медных руд. Продолжительность полного цикла вы щелачивания, включая загрузку и выгрузку руды, составляет 6— 14 сут. Операции выщелачивания и выделения меди из рас твора представляют собой замкнутый цикл, в котором рас твор циркулирует из выщелачивания на выделение меди, а оттуда — снова на выщелачивание. Достоинствами процесса перколяции являются отсутствие тонкого измельчения, малый расход кислоты при выщелачивании, растворение меньшего количества примесей и достаточно высокая концентрация ме ди (10—26 г/л) в растворах, позволяющая использовать для ее выделения электролиз. Извлечение меди достигает 75—90 % при расходе серной кислоты в пределах 10—55 кг/т.
При кучном выщелачивании дробленая до 120—400 мм руда размещается в виде штабеля (кучи) высотой до 60, шири ной до 200 и длиной до 800 м на специальной слегка покатой плотно утрамбованной, зацементированной или покрытой по лимерной пленкой водонепроницаемой площадке. Кучи оро шают при выщелачивании меди и урана раствором серной ки слоты (pH 1,2—2,5), при выщелачивании золота и серебра — раствором цианида (pH 10,0— 10,5). Раствор разбрызгивают че рез перфорированный распределительный трубопровод, раз брызгивающие головки или подают через нагнетательные сква жины, футерованные перфорированными трубами. Обогащен ный извлекаемым металлом раствор, прошедший через кучу, собирается в бассейне с отстойником для осаждения глины и шламов, а затем поступает на извлечение металла.
Кучным выщелачиванием перерабатывают бедные, заба лансовые руды и отвалы вскрытых пород с низким содержа нием в них меди (0,15—0,5 %), золота (около 0,5 г/т) или урана (0,02—0,07 % U90 8). Оно требует небольших капитальных за трат и эксплуатационных расходов, однако является длитель ным процессом и получаемые растворы характеризуются низ ким содержанием в них металла. Поэтому обычно весь цикл на сыщения, сбора и переработки раствора повторяют до тех пор, пока содержание, например меди, в растворе, полученном из штабеля, не будет менее 1 г/л. Урансодержащие растворы со держат обычно 0,3—3,0 г/л с pH 1,2— 1,4. При длительности выщелачивания 30—80 сут извлечение урана и золота состав ляет 60—80 %. В соответствии с существующей практикой вы щелачивание меди выгодно проводить в течение 3— 4 лет (18 —-24 цикла) при содержании меди в исходном материале бо лее 0,15 % и среднем извлечении меди из него 40—50 %.
11.4.6. Поаземное выщелачивание
При подземном выщелачивании, например, меди и урана оборотные или свежие сернокислые растворы (pH 1,2—2,4) закачивают в специальные скважины, дренажные канавы или разбрызгивают по поверхности участка выщелачивания. Прой-
дя (за 3—4 недели) через всю толщу руды, они собираются в нижних горизонтах и подаются насосами на извлечение из них меди или урана.
Подземное выщелачивание характеризуется довольно Низ кими капитальными затратами, быстрой окупаемостью, Ми нимальным воздействием на окружающую среду, высоким уров нем безопасности горных работ и применяется для руд, добы ча которых горными работами нерентабельна. Наиболее Щироко подземное выщелачивание используется для извлечения металлов из оставшихся целиков и заброшенных участков При подземной добыче богатых руд, содержащих менее 0,4 % меди (иногда менее 0,1 %), а урана менее 0,01 %. Необходимыми ус ловиями применения подземного выщелачивания являются проницаемость руды (естественная или создаваемая взрывом) и наличие под выщелачиваемым участком непроницаемого слоя, обеспечивающего сбор растворов, направляемых на из влечение металлов.
Растворы выщелачивания отделяют от твердого вещества сгущением в прудах, чанах и сгустителях или фильтрованием на вакуум-фильтрах или фильтр-прессах разных конструкций.
11.4.7. Выделение металлов из растворов
Выделение металлов из растворов производят осаждени ем, сорбцией на ионообменных смолах и экстракцией органи ческими жидкостями.
При осаждении используются электролиз (например, ме ди), восстановление до металла (например, никеля, кобальта) продувкой раствора газом-восстановителем (например, водо родом), образование труднорастворимых соединений (напри мер, сульфидов молибдена, никеля, меди), цементация более электроотрицательным металлом (например, меди — железной стружкой, скрапом, порошком или губчатым железом; золота
— цинковой или алюминиевой пылью) в цементаторах раз личной конструкции (конусах, барабанах, желобах, чанах, ван нах, аппаратах кипящего слоя и др.).
Сорбция металлов из раствора основана на способности синтетических ионообменных смол и некоторых природных сорбентов поглощать (сорбировать) ионы металла, отдавая в
раствор эквивалентное число других ионов. При обычной сорбции осветленный раствор пропускают через колонку с не подвижным слоем сорбента, который может также загружать ся в раствор или пульпу и после перемешивания и насыщения отделяться грохочением. Удаление ионов металла с поверхно сти сорбента и его регенерация осуществляются промывкой сорбента раствором (кислоты, щелочи или соли) с высокой концентрацией тех ионов, которые были замещены в сорбенте
впроцессе сорбции. Извлеченный металл переходит при этом
вконцентрированный по металлу раствор, а сорбент направ ляется снова в процесс.
Жидкостная экстракция основана на избирательной спо собности некоторых органических жидкостей (аминов, кето нов, карбоновых кислот, спиртов, эфиров, фосфорсодержащих соединений и других), не растворимых в воде, поглощать (экс трагировать) ионы металла из раствора. Для экстракции при меняют смесители, отстойники, колонны с насадкой, тарельча тые колонны с пульсацией, центробежные экстракторы. После отделения насыщенной металлом органической фазы (экстра гента) от водной производится реэкстракция металла обра боткой экстрагента щелочным или кислым раствором, а ино гда только водой. Концентрированный раствор металла (реэк стракт) поступает в дальнейшую переработку, а органическая фаза — снова в процесс.
Экстракционные и сорбционные методы извлечения ме таллов из растворов выщелачивания получили широкое рас пространение при переработке урановых, золотосодержащих, вольфрамовых, молибденовых, медных руд. Окончательное вы деление металлов из полученных этими методами растворов осуществляется путем осаждения.
11.5. Ком бинированны е м етоаы обогащ ения
Комбинированные методы обогащения основаны на раз личиях нескольких технологических свойств разделяемых ми нералов (смачиваемости и плотности, плотности и электромаг нитных свойств).
Флотогравитация основана на различии физико-химиче ских свойств поверхности и разнице плотностей разделяемых минералов. В процессе флотогравитации происходят отделе ние флотируемых частиц и разделение нефлотируемых частиц по плотности. В промышленности процесс применяется для выделения сульфидных минералов из гравитационных, вольф рамовых и оловянных концентратов, для отделения апатита и фосфорита от кварца и силикатов, циркона от пирохлора, ше елита от касситерита и для разделения других минералов. Пре имуществом флотогравитации перед пенной флотацией явля ется возможность обогащения крупнозернистого материала
— от 3 до 0,1 мм.
Флотогравитации предшествуют операции обезвожива ния исходного материала с дешламацией его и перемешива ния плотной пульпы, содержащей от 50 до 70 % твердого, с фло тационными реагентами. Для перемешивания пульпы с реа гентами применяют вращающиеся трубы, барабаны, оборудо ванные внутри полками или обратной спиралью, шнеки, ло пастные мешалки, эжекторные устройства (при давлении воз духа 0,3—0,4 МПа). В качестве реагентов для флотационного отделения сульфидов используют серную кислоту, ксантогенат и аполярные масла, для отделения несульфидных минера лов — щелочь (соду или едкий натр), жирные кислоты или мыла в смеси с аполярными маслами.
Флотогравитация чаще всего осуществляется на концен трационных столах с дополнительными приспособлениями, а также на винтовых сепараторах и реже на ленточных шлюзах и отсадочных машинах.
При осуществлении флотогравитации на концентрацион ном столе основной задачей является обеспечение выхода круп ных флотируемых частиц в положение пленочной флотации. Для улучшения контакта частиц с атмосферным воздухом на деках концентрационных столов (рис. 11.11, а, б) применяют различные устройства-контакторы: возвышения 2 с выпуклой поверхностью непосредственно у разгрузочных отверстий пи тающего желоба 1; зоны осушения 5 между продольными нарифлениями 4 в виде клиновидных планок (см. рис. 11.11, а),
Рис. 11.11. Деки концентрационных столов (а — в) и винтовой сепаратор (г)
для ф лотогравитации
площадок-контакторов I клиновидного сечения, располагае мых параллельно нарифлениям в загрузочной части стола (см. рис. 11.11,6). Преодолевая эти барьеры, твердые частицы вступают в контакт с воздухом, переходят в положение пле ночной флотации и сходят с деки стола в месте обычной раз грузки шламов. Нефлотирующиеся зерна разделяются по плот ности, образуя веер, как и на обычном концентрационном столе.
Для интенсификации процесса используют также подачу воздуха различными способами:
• через отверстия трубок (диаметром 1,5—2 мм), распола гаемых вдоль деки над поверхностью стола. Воздушные струй ки при этом образуют на поверхности пульпы воронки Глу. биной около 1/3 толщины потока, способствуя контакту фло тируемых частиц с атмосферой воздуха и их всплытию;
• в виде водовоздушной эмульсии (получаемой в эжектор ном устройстве), которая смешивается с поступающей в за грузочный желоб пульпой, образуя аэрофлокулы мелких фло тируемых частиц, сразу же переходящие на поверхность По тока при поступлении пульпы на деку стола;
• снизу через диспергаторы воздуха 2 (рис. 11.11, в), ко торые в специальных обоймах вмонтированы в деку 3 стола перед каждым из диагональных рифлей /. Воздух из диспер гаторов (при абсолютном давлении 0,15 МПа) в виде микро пузырьков движется вверх через слой пульпы и, перемешивая минеральную суспензию, выталкивает флотируемые частицы из нижних слоев на поверхность. Флотация их осуществляется в результате контакта с атмосферным воздухом во время пере хода через диагональные рифли. Пульпа поступает из лоткараспределителя 4, вода — из ресивера 5 через водораспредели тельные желоба <5. Этот стол для флотогравитации рекомен дуется обычно как наиболее эффективный из всех известных.
При использовании для флотогравитации винтового се паратора (рис. 11.11, г) пульпа аэрируется брызгалами 1. Фло тируемые частицы, вступающие в контакт с воздухом, всплы вают на поверхность и удаляются к наружному борту желоба, где захватываются уловителями 3 с разгрузочными патрубка ми 5, закрепленными в обоймах 4. Тяжелые нефлотируемые минералы разгружаются через разгрузочные отверстия 2 у внутреннего борта желоба, а минералы меньшей плотности — в конце желоба.
Ленточный шлюз (рис. 11.12, а) для флотогравитации пред ставляет собой наклонно установленный короткий ленточный конвейер. Пульпа насыщается воздухом благодаря эжектирующему действию тонких струй воды, подаваемой на ленту че рез ороситель 1. Дальнейший контакт минералов с воздухом происходит при помощи щитков 2 и прутков 4, перемешива ющих и направляющих поток на ленте. Всплывшие частицы разгружаются в боковой желоб 3.
Рис. 11.12. Ленточный ш люз для флотогравитации (а) и флотоотсадочная
маш ина (б)
Флотоотсадочная машина (рис. 11.12, 6) является разно видностью диафрагмовой отсадочной машины, оснащенной диспергирующим устройством воздуха специальной конструк ции 2. Устройство обеспечивает равномерное насыщение все го объема камеры мельчайшими пузырьками воздуха, посту пающего из коллектора, установленного на корпусе 1 машины. Толщина образующего слоя пены, переливающейся через по рог в приемник 5 с флотированных частиц, регулируется уст ройством 3. Пульсация потоков в машине через сетку 7 осуще ствляется с помощью подвижных конусов 10. Мелкие зерна лег ких минералов разгружаются через внутренний 4 и регулиру емый внешний 6 сливные пороги, крупные удаляются из при емника 8 аэролифтом 9. Машины пока не получили широкого применения в основном из-за сложности конструкции и регу лирования их работы.
11.5.2. Магнптогпароапнампческая сепарация (МГД)
Магнитогидродинамическая сепарация зерен по плотности и электромагнитным свойствам — электропроводности, маг нитной восприимчивости и диэлектрической проницаемости — осуществляется в жидкости, помещенной в скрещенные магнит ное и электрическое поля. На жидкость и минеральные части цы, обладающие существенной электропроводностью, магнит