Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Особенности флотационного обогащения медистых, пирротинсодержащих, сурьмянистых, сернистых и теллуристых руд

19.12.2018


О возможностях применения методов механического обогащения с целью концентрирования минералов, выполняющих при цианировании роль химических депрессоров золота и серебра, можно судить из таблиц, представленных далее.

Анализ приведенных табличных данных свидетельствует о весьма ограниченных возможностях применения к рудам данного типа таких методов обогащения, как гравитация, магнитная и электрическая сепарация. Большинство минералов - химических депрессоров золота обладает относительно невысокой плотностью, значительной хрупкостью (склонностью к шламообразованию) и довольно слабовыраженными магнитными свойствами и электропроводностью. Исключение составляют лишь самородная медь (плотность 8,5-8,9; высокая электропроводность), легко извлекаемая из руд гравитационными и электрическими методами обогащения, а также пирротин, обладающий весьма высокой магнитной восприимчивостью (до 6*10в-3 м3/кг), которая обуславливает возможность выделения его из руд методом магнитной сепарации.

Наиболее эффективным процессом обогащения медистых, сурьмянистых, теллуристых, сернистых и пирротинсодержащих золотых руд является флотация, дополненная в ряде случаев операций гравитационного обогащения.

Применяя флотацию, можно добиться высокой степени извлечения в концентраты таких минералов, как марказит, пирротин, реальгар, аурипигмент, аргентит, антимонит, халькозин, борнит, ковеллин, самородная медь, проявляющих повышенную активность в цианистом процессе. В принципе довольно легко решается проблема флотационного обогащения и некоторых карбонатов (малахит, азурит, смитсонит, церуссит), если эти минералы присутствуют в свободном состоянии и не образуют большого количества шламов при измельчении.

Достаточно хорошо флотируют теллуриды и антимониды золота, хотя процесс флотации в данном случае осложняется ошламованием указанных минералов при измельчении вследствие их значительной хрупкости.

Очень низкими флотационными свойствами обладают оксиды сурьмы (валентинит, сервантит, гидроромеит), а также оксиды и силикаты меди (куприт, хризоколла и др.). Извлечение последних флотационным путем возможно лишь в случае применения комбинированных технологических схем, включающих, наряду с флотацией, дополнительные гидро- или пирометаллургические операции. Что касается окисленных минералов сурьмы, то для их концентрирования не разработано приемлемых технологических схем, хотя в ряде случаев и удается извлечь некоторое количество окисленной сурьмы в концентраты, применяя комбинированную гравитационно-флотационную схему обогащения.

В качестве примера можно сослаться на результаты наших исследований по обогащению сурьмяных золотосодержащих руд Терексайского месторождения. На рудах с исходным содержанием Sb 2,7-2,8 % и при степени окнсленности сурьмяных минералов 50-65 % применение гравитационно-флотационной технологии обогащения позволило достичь извлечения сурьмы в концентраты на уровне 80 % (в том числе в цикле гравитации 60 %), при удовлетворительном качестве получаемых сурьмяных концентратов (25-35 % Sb).

Одной из главных проблем обогащения руд технологического типа "В" является отделение золота и серебра от сопутствующих им минералов меди, сурьмы и других компонентов, выполняющих роль химических депрессоров 1-го рода. В связи с близостью флотационных свойств золота и серебра, с одной стороны, и сульфидов цветных металлов, с другой, а также учитывая наблюдаемую во многих случаях тесную ассоциацию указанных минералов, решить данную проблему методами механического обогащения практически не представляется возможным. Как правило, получаемые флотационные концентраты (медные, сурьмяные, пирротиновые) всегда содержат то или иное количество золота и серебра, подлежащих обязательному извлечению на стадии последующей металлургической переработки концентратов. С учетом этого разработаны и широко применяются в промышленной практике 3 варианта технологических схем, предполагающих использование операции флотационного обогащения при переработке руд технологического типа "В":

1. Флотация с получением отвальных (по золоту и серебру) хвостов и соответствующих концентратов, направляемых на специализированные металлургические заводы цветной металлургии. Золото и серебро извлекаются из концентратов преимущественно пирометаллургическими методами.

2. Флотация с получением отвальных хвостов, кондиционных (по цветным металлам) концентратов, а также золото- и серебросодержащих промпродуктов, подвергаемых обработке на месте гидрометаллургическими методами, главным образом - цианированием.

3. Флотация с получением коллективных (золото, серебро, цветные металлы) концентратов и неотвальных хвостов, перерабатываемых методом цианирования.

В 3-й части монографии представлена характеристика достаточно многочисленной группы предприятий, применяющих флотацию при извлечении золота и серебра из медистых, сурьмянистых, пирротинсодержащих, сернистых и теллуристых руд по каждому из приведенных выше вариантов. Дана информация по составу исходного сырья, описаны принципиальные схемы обработки руд, применяемые режимы и показатели флотационного обогащения.

По варианту 1 производится переработка медистых золотых руд на фабриках Опемиска, Koппep Рэнд, Джонни Маунтин (Канада); Оянкос, Пунитаки, Пунта дель Кобре (Чили); Xopcшy (Австралия), Беренгела (Перу) и др. Аналогичная технология применяется для извлечения золота и серебра из сурьмусодержащих руд на фабриках Бредли, Стибнит, Иеллоу Пайн (США); Консалидейтед Мэрчисон (ЮАР); Сарылахской (Россия) и др.; а также при переработке сернистых серебросодержащих руд на фабриках Саншайн, Силвер Саммит, Cyль Mayнmuн (США); Эгнико Майнз (Канада), Омсукчанской (Россия) и некоторых других предприятиях. На ряде фабрик, практикующих флотацию с получением отвальных хвостов и концентратов, направляемых на металлургические заводы, технология обработки руд дополняется операциями гравитационного обогащения с целью извлечения свободного золота (Пунта дель Кобре, Консолидейтед Мэрчисон, Capылахская ОФ) или самородной меди (Хорсшу).

Переработка медистых, сурьмянистых, пирротнновых и сернистых руд по варианту 2 осуществляется на канадских предприятиях: Квемонт, Пэмоур Поркьюпайн, Hopандa, Дилнайт, Арктик, Голден Мэнитоу, а также на фабриках Айдахо Спрингс (США), Бэтонг Бэхей (Филиппины), Уоррего, Хиллгрув (Австралия) и некоторых других.

На большинстве перечисленных предприятий, наряду с получением кондиционных медных, свинцовых и других концентратов (направляемых на пирометаллургические заводы), выделяют пиритные и пирротиновые золотосодержащие концентраты и промпродукты, которые подвергаются обработке на месте методом цианирования.

Примерами предприятий, практикующих цианирование хвостов флотации (вариант 3), могут служить фабрики Дамэгэми, Флин-Флон, Торбрит (Канада); Бенгет (Филиппины), Пачука (Мексика, Эмперор (Фиджи, цианирование хвостов теллуровой флотации), Блю Спек (Австралия) и другие, включая Тасеевскую ЗИФ до перехода ее на новую технологию.

Применение флотации в голове технологической схемы при обработке медистых, сурьмянистых и сернистых руд, как правило, существенно улучшает показатели последующего цианирования руды и повышает комплексность использования сырья. Так, например, на фабрике Пачука предварительное выведение в концентрат меди, сульфидного серебра и других компонентов, вредно влияющих на процесс цианирования, позволило существенно повысить извлечение золота и серебра и увеличить производительность фабрики. При этом предприятие стало получать больше прибыли за благородные металлы в концентратах, чем за золото и серебро, извлекаемое при цианировании.

На фабрике Грейт Боулдер (Австралия) переработка теллуристой руды производится методом цианирования с флотацией теплуридов из цианистых хвостов после обработки их сернистым газом. Применение флотации в данном случае обусловлено тем, что цианирование теллур идо в золота требует очень большой продолжительности выщелачивания (10 суток), в то время как остальная часть золота, присутствующая в свободном состоянии и связанная с пиритом, растворяется уже в течение 24 ч.

При наличии некоторых особенностей флотационное обогащение золото- и серебросодержащих руд, относящихся к технологическому типу "В", базируется, в основном, на тех же принципах, что и флотация большинства руд цветных металлов. К ним, в частности, можно отнести широкое использование метода стадиальной флотации, предварительное обесшламливание пульп с раздельным обогащением Песковой и шламистой части рулы, применение однокамерных флотационных машин в цикле измельчения (для выведения крупнозернистых сульфидов) и некоторые другие технологические приемы.

На фабрике Пунта дель Кобре медистые, частично окисленные золотосодержащие руды после амальгамации на шлюзах флотируют в 4 последовательные стадии. Многостадиальная схема флотации используется на фабрике Kвемонт при переработке полиметаллической (медь, цинк, серебро) золотосодержащей руды.

По схеме раздельного обогащения Песковой и шламистой фракций перерабатывают пирротин содержащие золотые руды на фабрике Дилнайт; обесшламливание пульпы перед флотацией применяют ка фабриках Эмперор (теллуристые руды), Пачука (лежалые хвосты цианирования) и других. На флотационных фабриках, осуществляющих тонкое измельчение руды (Бэтонг Бэхей, Пунта дель Кобре и др.), перед флотацией обычно применяют сгущение пульпы, как правило, до плотности 30-38 % твердого.

При флотации медистых пирит- и пирротинсодержащих золотых руд все более широко внедряется аэрация пульпы перед поступлением ее в цикл обогащения. Примером может служить фабрика Квемонт, где воздушным перемешиванием подавляют флотацию пирротина. Аэрация применяется не только в голове процесса. Так, на фабрике Hорандa при переработке аналогичных по составу руд предусмотрена дополнительная аэрация пульпы в циклах медной, пиритной и пирротиновой флотаций. Благодаря этому в пиритном и пирротиновом циклах извлечение золота повысилось на 15 %, меди - на 4 %.

Как правило, все флотационные схемы обогащения руд данного технологического типа включают контрольную и перечистную флотации, которые могут осуществляться в одну или несколько стадий.

Наблюдается тенденция к использованию цикла измельчения руды в качестве узла для кондиционирования пульпы с реагентами. На фабрике Квемонт в цикл измельчения дозируются сода, сульфит натрия, цианистый натрий и калиевый пентазоламилксантогенат; на фабрике Оянкос - известь, цианистый натрий и сосновое масло; на фабрике Стибнит - ксантогенат и сода; на фабрике Саншайн - аэрофлот и каустическая сода и т.д.

При флотационном обогащении применяется довольно широкий ассортимент реагентов.

В зависимости от вещественного состава руд флотацию проводят в щелочной (известь, сода) или кислой среде. Известковая среда чаще всего используется при флотации окисленных и частично окисленных сульфидных руд (Оянкос, Пунитаки, Пунта дель Кобре и др.); содовая -при флотации руд, содержащих значительные концентрации сульфидов цветных металлов (Квемонт, Стибнит).

В кислой среде, как правило, флотируют хвосты цианистого процесса. На обогатительной фабрике Пачука в качестве реагента среды используют серную кислоту. На фабрике Грейт Боулдер флотацию теллуридов из процианированной руды осуществляют в слабокислой среде, создаваемой сернистым газом, который получается на месте при обжиге флотационных концентратов. Применение SO2 позволяет не только активировать золотосодержащие минералы, но и способствует восстановлению растворенного (неотмытого из кеков) золота до металлического состояния и осаждению его на гранях пирита. Восстановленное золото затем флотируется совместно с сульфидами и теллуридами, что позволяет существенно снизить общие потери металла с хвостами.

В некоторых случаях (в частности, при обработке окисленных медных руд) признано целесообразным производить в кислой среде и флотацию исходной руды, если она характеризуется повышенной естественной кислотностью и требует высоких расходов извести. Так, например, на aвстралийской фабрике Mаунт Морган (2500 т руды в сутки) руду, содержащую 1,0 % меди и 4,9 г/т золота, подвергали классификации по крупности 4,5 мм; шлам (содержащий основное количество водорастворимых компонентов) флотировали в кислой среде при рН=4,2, а пески после доизмельчения - в известковой среде.

В качестве реагентов-активаторов, кроме сернистого газа и серной кислоты, при флотации сульфидных золотосодержащих руд широко применяют медный купорос, сернистый натрий (активация пирита и арсенопирита), уксуснокислый и азотнокислый свинец (активация антимонита) и некоторые другие. Медный купорос в данном случае выполняет роль не только активатора сульфидов железа, но также и депрессора сурьмы и, кроме того, подобно SO2, восстановителя растворенного золота.

Главными реагентами - собирателями остаются ксантогенаты и аэрофлоты. Остальные коллекторы, например, аэропромотор, креозот, дитиофосфаты, дитиокарбонаты и др. используются в ограниченном количестве, главным образом, как добавки к основным собирателям.

Из вспеннвателей, наряду с сосновым маслом, на фабриках, перерабатывающих медистые, пирротиновые, сурьмянистые, сернистые и теллуристые руды, достаточно широко используются доуфрос-250 (Опемиска, Дилнайт), реагент Т-66 (Омсукчанская фабрика), крезиловая кислота (Грейт Боулдер), дизельное масло (Эмперор), отдельные виды аэрофлотов и спиртов (Эгнико Майю, Дилчайт, Консалидейтед Мэрчисон),

В циклах основной и перечисти ой флотации указанных руд, характеризующихся, как правило, сложным вещественным составом, применяется довольно широкий круг реагентов - депрессоров. Для подавления шламов используются жидкое стекло (Бэтонг Бэхей) и гуартек (Пэмоур Поркьюпайн); в качестве депрессоров пирита и арсенопирита - известь, цинковый купорос и цианистый натрий (Квемонт, Оянкос). Последний применяют также для подавления меди в цикле селекции медно-висмутового концентрата на фабрике Уоррего. Антимонит депрессируют (при перечистках черновых золото-сурьмяных концентратов) с помощью медного купороса (Консалидейтед Мэрчисон), едкого и сернистого натрия (Иеллоу Пайн, Бредли). Для подавления флотируемости сфалерита (в цикле медной флотации на фабрике Квемонт) и галенита (перечистка серебряного концентрата на фабрике Саншайн) применяют сульфит натрия.

При флотации золото-медных сульфидных руд, содержащих пирит, в цикле селекции медных концентратов используют способ мягкой депрессии пирита: аэрацию пульпы и дозировку небольших количеств цианида (Квемонт). Сочетание цианида и извести с этой же целью применяют при флотации меди из комплексных золотосодержащих руд на фабрике Оянкос.

На 5-ти обогатительных фабриках КНР, перерабатывающих руды месторождения Муру, применяется технология, которая. включает 1 стадию измельчения, коллективную флотацию свободного золота, медных минералов и пирита с последующем их разделением. При этом получают медные концентраты, обогащенные золотом (140-165 г/т) и сульфидный пиритный концентрат (Au 13-25 г/т), подвергаемые впоследствии раздельной металлургической переработке. В хвостах содержится 0,6-0,8 г/т золота, которое в основном ассоциировано с кварцем. С целью повышения извлечения золота предложено ввести в схему фабрик операцию гривитационного обогащения (в цикле измельчения руда), а также стадиальное доизмельчение коллективного флотоконцентрата для дополнительного вскрытия тонковкрапленного золота.

Заслуживает внимания вариант бесколлекторной флотационной селекции халькопирита и пирита в присутствии сернистого натрия при условии строгого контроля значений pH, потенциала пульпы и концентрации Na2S. В экспериментах на пробе руда, содержащей 0,38 % Cu и 6,44 % S, таким методом был получен медный концентрат (содержание Cu 18,4 %, извлечение 89,7 %) и пиритный концентрат (содержание S 43,9 %, извлечение серы в концентрат 82,2 %).

Флотация золото-сурьмяных руд часто осложняется присутствием мышьяка. Последний, как правило, представлен в рудах золотоносным арсенопиритом и переход его в сурьмяные концентраты крайне нежелателен. Разделение сурьмы (антимонит) и мышьяка (арсенопирит) осуществляется либо на стадии перечистки коллективного сульфидного концентрата (фабрики Бредли, Иеллоу Пайн др.), либо путем последовательной флотации сурьмяных и мышьяковых минералов (фабрика Хиллгрув в Австралии и некоторые предприятия Зимбабве).

Последний вариант, в частности, рекомендован и для переработки мышьяковистых золото-сурьмяных руд месторождения Мяолонг (КНР). Руда содержит 5,4 г/т Au, 1,08 % Sb и 0,9 % As. Золото присутствует преимущественно в виде эмульсионной вкрапленности в арсенопирите. Схема обработки руды включает циклы сурьмяной и золото-мышьяковой флотации. Активатором антимонита является азотнокислый свинец, собирателем - диэтилдитиокарбомат. В связи с высоким содержанием серицитов проводится стадиальное измельчение руды с межцикловой флотацией арсенопирита. Перед контрольной флотацией в схему включена операция обесшламливания. Черновой золото-мышьяковый концентрат перед перечисткой доизмельчают до 98 % класса минус 0,044 мм. Готовый концентрат, содержащий 66 г/г золота (извлечение Au в концентрат 76 %), подвергают металлургической переработке по схеме: окислительный обжиг - хлоридное выщелачивание огарка -осаждение золота из растворов цинковой пылью. Общее извлечение золота из концентрата 90 % .

На фабрике Консолидейтед Мэрчисон основная масса золотосодержащего арсенопирита извлекается из руда до флотации методами гравитационного обогащения. Часть арсенопирита, переходящая при флотации в сурьмяный концентрат, выводится из концентрата в процессе последующей гравитационно-флотационной перечистки.

Более подробно практика переработки такого типа руд описана в 20-й главе монографии.

Значительное внимание при флотации упорных руд золота и серебра уделяется аппаратурному оформлению процесса.

Наибольшим распространением на золотоизвлекательных фабриках пользуются флотомашины типа Денвер. При обогащении полиметаллических руд с большим выходом концентрата устанавливаются машины Денвер Суб-А (субаэрационные) с дополнительной подачей воздуха (фабрики Бэтонг Бэхей, Пачука, Беренгела, Хиллгрув). He менее распространены при флотации указанных руд и механические машины центробежного типа Фагергрен (Квемонт, Оянкос, Пунитаки). При флотационном обогащении руд с низким содержанием флотируемого компонента (малосульфидные, окисленные золото-медные руды) находят применение пневмомеханические машины типа Аджигейер с принудительной подачей воздуха и механической агитацией пульпы, допускающие возможность регулирования степени аэрации (Xopcшy, Иеллоу Пайн). Иногда для флотации комплексных руд используют небольшие пневматические машины типа Форрестер. Примером может служить обогащение окисленных золотосодержащих руд на фабриках Пунитаки, Пунта день Кобре (цикл контрольной флотации).

В течение последнего десятилетия в практике золотодобывающей промышленности (так же, впрочем, как и в других подотраслях цветной металлургии) наблюдается тенденция к использованию большеобъемных чановых флотационных машин, что позволяет снизить удельный расход энергии, затраты на ремонт и обслуживание и упростить контроль за работой аппаратов. Так, на канадских фабриках Пэмоур Поркьюпайн, Опемиска, Konnep Рэнд и Дамэгэми в цикле основной флотации золото-медных руд установлены машины Максвелла (MX-10, МХ-12 и МХ-14) с объемом камер от 20 до 60 м3. Фирмой "Дорр-Оливер" (США) изготовлена фотокамера V-образной формы объемом 70,8 м3, характеризующаяся хорошей циркуляцией пульпы и низкой энергоемкостью.

В работе описаны результаты проведенных на финской фабрике Xaммаслахти (фирмы "Оутокумпу ОУ") промышленных испытаний так называемой "моментальной" флотации, предусматривающей извлечение раскрытых и быстро флотируемых ценных минералов из песков гидроциклонов в цикле измельчения руд. Фабрика перерабатывает золотосодержащие медные руды, миндальный состав которых представлен халькопиритом, пирротином, пиритом, сфалеритом и силикатами. Руда содержит 1 % меди; 0,2 г/т золота; 0,2 % цинка и 10 % серы. Для получения концентрата из песков гидроциклонов разработаны специальные ОК-ротор-статорные флотомашины, первая из которых была установлена на фабрике в 1982 г. Флотация в машинах данного типа позволила получить без перечисток крупнозернистый концентрат с содержанием 20-25 % Cu при извлечении меди 40-50 % и повысить извлечение золота.

С целью доизвлечения цианисторастворимых минералов меди из хвостов основной флотации смешанных руд фабрики Peд Доум (Австралия) перед поступлением их в цикл цианирования рекомендовано использовать флотокамеры Джеймсона. Камеры состоят из двух емкостей и соответственно - из двух флотационных зон, в одной из которых происходит контактирование пульпы с воздухом и аэрация, в другой - флотация активированных агрегатов. В аэрационную зону воздух и питание флотации подаются под давлением, что способствует увеличению степени перемешивания и аэрации, сокращению времени контакта минеральных частиц с пузырьками воздуха (менее 10 с). В сравнении с флотационными колоннами камеры Джеймсона показали более высокиe результаты по извлечению "цианисидной" меди и качеству получаемых медных концентатов.

На многих золотоизвлекательных фабриках, осуществляющих переработку комплексных руд, на разных стадиях флотационного процесса применяются машины разного типа. Так, на фабрике Коппер Рэнд, кроме машин Максвелла (MX-10, MX-12), используются также машины Денвер-200, Денвер-300 и Аджитейер-48. На фабрике Пунитаки основная и 1-я контрольная флотация производятся в машинах Фагергрена, 2-я контрольная флотация - в машине Стевенсона, 3-я контрольная "флотация - в машине Форрестер. На Пунта дель Кобре в циклах измельчения руды и основной флотации установлены машины Денвер -250 и 185, а на стадии контрольной флотации - машины Форрестер № I и № 2. На фабрике Xopcшy для основной флотации используются камеры Аджитейер (4,0 и 1,5 м3), а для перечистки концентрата оксидной медной флотации - флотационные колонны диаметром 1 и высотой 12 м. На фабрике Пэмоур Поркьюпайн машины Максвелла сочетаются с перечистными машинами Денвера и Аджитейера, на Бэтонг Бэхей последовательно используются флотационные машины Денвера и Фагер-грена, на Дамэгэми - машины Максвелла и Дорр-Олнвера; на Иеллоу Пайн - машины Аджитейера, Фагергрена и "Пан-Америкен" и т.д.

Как правило, применение на одной фабрике машин различного типа позволяет существенно интенсифицировать процесс флотации комплексных руд и повысить показатели извлечения металлов в соответствующие концентраты.

Одной из важных проблем современной цветной металлургии и золотодобывающей промышленности является использование флотационного процесса для извлечения меди из частично или полностью окисленных руд, в том числе - и в целях подготовки указанных руд к последующему цианированию.

Данная задача может быть решена, в частности, на основе применения сульфидизирующих агентов (Na2S и др.), переводящих оксидные минералы в легко флотируемые формы. Примером успешного применения данной технологии является австралийская фабрика Тельфер. На этой фабрике из руды, содержащей 4,2 % Cu и 19,0 г/т Au, флотационным методом с предварительной сульфидизацией выделяются кондиционный по меди золотосодержащий концентрат и условно отвальные хвосты флотации с содержанием Cu 0,8 % и Au 2,0 г/г.

Недостатками использования Na2S являются: депрессирующее действие этого реагента на флотацию сульфидных минералов, возможность химического взаимодействия S2- с ксантатом, а также быстрое окисление S2- до S° и политионатов. Это вызывает необходимость осуществления строгого контроля за дозировкой сернистого натрия и ксантатов и поддержания потенциала пульпы в довольно узких пределах.

По мнению большинства экспертов, флотация медных минералов с предварительной сульфндизацией применима лишь к частично окисленным рудам. На рудах с высокой степенью окисленности этот метод в его "классическом" исполнении не обеспечивает удовлетворительных показателей извлечения меди (и связанного с нею золота) в концентрата. Прорабатываемые в настоящее время варианты усовершенствования данного процесса, например, сульфидизация оксидов меди в автоклавах элементарной серой (при 180 °C), перемешивание руды с раствором керосина, содержащим элементарную серу и другие реагенты (при 80 °С в течение 2-3 ч), либо дороги, либо связаны со значительными потерями золота с хвостами флотации.

В этом плане представляются интересными работы по созданию нового класса модифицированных собирателей для флотации окисленных и смешанных руд (в том числе - и золотосодержащих), медь в которых представлена различными труднофлотируемыми минералами: купритом, малахитом, азуритом, хризоколлой. По разработанной технологии натриевые ди-изобутил- или натриевые ди-изоамилдитиофосфатные собиратели и их смеси модифицируют соответствующими хелатнымн агентами. Получаемые при этом продукты обладают хорошим собирательным действием для перечисленных выше минералов (а также и для простых сульфидов меди), что обуславливает эффективность их использования в сочетании с обычными собирателями в пропорциях, определяемых особенностями состава флотируемой руды.

Особое место в технологии флотации окисленных медных руд занимают комбинированные способы обогащения, к числу которых относятся:

флотация руды после предварительного сегрегационного обжига;

сернокислотное выщелачивание, цементация растворенной меди губчатым железом (или железным скрапом) и коллективная флотация цементной меди к нерастворимых в Н2SO4 сульфидов ("процесс Мостовина").

Сегрегация - вариант восстановительно-хлорирующего обжига разработан английскими компаниями “Mинерал Сепарейшенс Лтд” и "Лампа Майнинг" для извлечения меди и сопутствующих ей благородных металлов из окисленных руд Сущность процесса заключается в термической обработке измельченной руды при 680-750 °С в смеси с небольшим количеством угля и поваренной соли. Образующиеся при этом хлориды металлов в присутствии углерода и кристаллизационной влаги (входящей в состав алюмосиликатной составляющей руды) восстанавливаются до металлического состояния по реакциям:

4AuCl3 + 3С + 6Н2О = 4 Au + 12НСl + 3СО2;

4AgCl + С + 2Н2O = 4Ag + 4НСl + CO2;

2Cu2Cl2 + С + 2Н2O = 4Cu + 4HCl + CO2.


Поскольку температура обжига превышает температуры плавления хлоридов, в качестве основного продукта реакций получаются гранулы металлической меди, коллектирующие в себе золото и серебро. Охлажденный огарок доизмельчают и в виде пульпы направляют на флотацию.

Восстановленная медь эффективно флотируется с обычными реагентами (ксантогенаты, сосновое масло) при рН=8-12. В некоторых случаях может быть полезна добавка жидкого стекла и сернистого натрия. Высокая флотационная активность меди и отсутствие в огарках сегрегационного обжига "конкурирующих" минералов обеспечивают возможность получения высококачественных флотационных концентратов с содержанием меди 40-60 %.

Описанный технологический процесс впервые был реализован на ряде заводов Африканского континента (Сев. Родезия, Конго), успешно функционировавших в период 1930-1970 гг. с извлечением меди из окисленных руд на уровне 85 %.

В последующие годы он получил развитие на некоторых опытнопромышленных установках США (Транскаризон, Лэйк Шор) и Перу (Беренгела).

Наибольший интерес в плане практической реализации технологии сегрегационный обжиг - флотация представляет опытный завод Беренгела, описание которого дается далее. Есть сведения, что данный метод был усовершенствован применительно к смешанным (сульфидно-окисленным) медным рудам путем включения в схему обработки руды дополнительной операции - предварительного окислительного обжига с целью удаления серы. Достоинством данного варианта является его универсальность, т.е. возможность получения богатых Сu-концентратов из руд с различной степенью окисленности.

Отмечено, что по основным технико-экономическим показателям (извлечение металла, стоимость переработки 1 т руды) вариант восстановителъно-хлорирующего обжига с флотацией огарка значительно более эффективен по сравнению со стандартным гидрометаллургическим процессом обработки окисленных медных руд.

Комбинированная флотационно-гидрометаллургическая технология (процесс Мостов и ч а) наиболее пригодна для руд, содержащих и сульфидные, и окисленные минералы меди.

Сущность данного процесса заключается в следующем. Руда подвергается сернокислотному выщелачиванию с целью растворения окисленных минералов мели. В полученную пульпу вводят губчатое железо. В результате реакции цементации, протекающей в жидкой фазе пульпы, образуется металлическая (цементная) медь, которая затем флотируется совместно с присутствующими в руде сульфидными минералами.

Данная технология достаточно широко применяется в медной промышленности за рубежом.

Примерами могут служить обогатительные фабрики Хайден, Большой Бьют, Огайо, Майами (США); Цутиката (Япония); Розипш (Никарагуа) и другие. В опытно-промышленном масштабе данная технология испытана в бывш. СССР на рудах Кальмакырского (Узбекистан), Джезказганского (Казахстан) и ряда других месторождений.

Хорошей иллюстрацией возможностей переработки медных руд по описанной выше технологии может служить опыт фабрики Хайден. На фабрике (производительность более 20 тыс. т руды в сутки) осуществляется извлечение меди флотационным способом из руды месторождения Рей, характерной особенностью которой является наличие сульфидных (халькозин, халькопирит) и окисленных медных минералов (куприт, хризоколла). Доля последних составляет около 30 % от общего содержания меди. С целью повышения извлечения окисленной меди, в лабораторных условиях разработаны, а затем апробированы на опытной фабрике схема и режим комбинированного процесса. По результатам испытаний осуществлено расширение промышленного производства с выделением комбинированного процесса в отдельное здание.

В соответствии с принятой технологией измельченная до 6 мм руда разделяется в гидроциклонах на пески и шламы. Пески направляются на сернокислотное выщелачивание в барабанах размером 3,6x6 м, футерованных кислотоупорным кирпичом и вращающихся со скоростью 4,2 об/мин. Продолжительность выщелачивания 10 мин, pH среды 1,5-1,7. После выщелачивания пески промывают по схеме противотока в двух реечных кислотоупорных классификаторах, измельчают в шаровых мельницах и затем направляют на сульфидную флотацию в щелочной среде. Шламы и сливы от промывки песков подвергают выщелачиванию в деревянном чане (Д=12 м) в течение 1-2 ч. Общий расход кислоты на выщелачивание составляет 3-6 кг на тонну руды или 4 кг на 1 кг извлекаемой меди. Концентрация Cu в растворах меняется в зависимости от количества и характеристики окисленных медных минералов, составляя в среднем 1,25 г/л. Пульпу после выщелачивания направляют на цементацию губчатым железом (крупность минус 0,42 мм), расход которого составляет 2 кг на 1 кг меди. Продолжительность цементации 5 мни.

Флотацию цементной меди проводят при содержании твердого в пульпе 18 %, значении pH в основной флотации 3,8. В качестве собирателя применяют Минерек А, который предварительно подают в камеры для перемешивания перед основной флотацией. Вспенивателем служит сосновое масло. Перед контрольной флотацией в контактный чан подают серную кислоту (для поддержания pH до 4) и Минерек А. Продолжительность флотации 13 мин. Концентраты основной и контрольной флотации цементной меди и тонкого халькопирита перечищают и объединяют с концентратам сульфидной флотации (песков).

Перед обезвоживанием концентратов для нейтрализации избытка кислоты добавляют известь.

Хвосты комбинированного процесса содержат остатки непрореагировавшего железа в виде крупной фракции, несфлотированные сульфиды и зернистую цементную медь. С целью регенерации губчатого железа хвосты обезвоживают в гидроциклонах, сливы которых сбрасывают в отвал, а пески подвергают мокрой магнитной сепарации на трех ленточных магнитных сепараторах. Хвосты сепарации направляются в контрольную флотацию для выведения крупной цементной меди и остатков сульфидов. Флотацию проводят в присутствии раконита и соснового масла.

Поддержание нужного pH. расхода кислоты, извести и других реагентов осуществляют автоматически. Примерно 2/3 кислоты от общего количества подают в барабаны для выщелачивания песков. Остальное количество кислоты поступает в пульпу перед чаном для выщелачивания шламов. а иногда - в питание контрольной флотации.

В результате применения комбинированного процесса на фабрике для руд, содержащих 0,88-0,90 % Cu (в том числе 0,27 % окисленной) извлечение меди достигло 89 %, в то время как по схеме прямой флотации оно составляло 80 %.

Большинство медных руд, подвергаемых обработке комбинированным методом, содержат в своем составе некоторое количество золота и серебра, основная масса которых извлекается в коллективный флотационный концентрат.

Доизвлечение благородных металлов из хвостов флотации в случае необходимости может быть осуществлено гидр о металлургическим путем: цианированием (после нейтрализации кислой пульпы) или тио-карбамидным выщелачиванием, а также методами гравитационного обогащения,

В статье представлена информация о возможных направлениях усовершенствования технологии флотационного обогащения частично окисленных сурьмяных руд. Одним из них является использование в качестве коллекторов сурьмы неионогенных соединений на основе этилендиамина. Указанные соединения обладают пенообразующим действием и позволяют флотировать сурьму без применения дополнительных aктиваторов. Для полностью окисленных руд рассмотрены возможности гидрометаллургической сульфидизации оксидов сурьмы сернистым натрием при температуре 180 °C в течение 1 ч (автоклавный режим), а также бактериальной сульфидизации с последующей флотацией сульфидированных минералов.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: