Реферат: Флотационное обогащение –

15.05.2021

Медные руды условно можно разделить на следующие типы; сульфидные (содержат не более 25% oкиcлeннoй меди), окисленные (содержат не более 25% сульфидов) и смешанные (промежуточный тип). К медным рудам России гравитационные методы обогащения не применимы; эти руды обогащают исключительно флотацией.

Сульфидные руды делят на вкрапленные и сплошные. Наибольшие запасы меди представлены вкрапленными рудами. На этих рудах работают наиболее крупные флотационные фабрики [Моренси — 55 000 т/сутки, Арчур и Магна (США) вместе перерабатывают 90 000 т/сутки, в Казахстане — Джезказганская, Балхашская, строится Алмалыкская и др.]. В большинстве случаев эти руды добывают открытыми способами.

Особенность схем обогащения вкрапленных руд — возможное выделение основной массы сульфидов в бедные концентраты при относительно грубом измельчении (до -0,5 мм). Для повышения извлечения меди в результате флотации крупнозернистых сростков сульфидов с пустой породой в процесс добавляют, кроме ксантата и вспенивателя, углеводороды. Полученные бедные концентраты затем доизмельчают в замкнутом цикле и перечищают. В некоторых случаях доизмельчают только промпродукты, получаемые после перечистки грубых концентратов и дофлотации хвостов. Промпродукты доизмельчают в том случае, если необходимо освободить сульфиды от кварца. Цель доизмельчения концентратов — доизмельчить не только сростки с кварцем, но. и сростки медных минералов с пиритом.

В порфировых рудах медные минералы представлены преимущественно халькозином или борнитом. Это дает возможность получать богатые медью концентраты (табл. 76).

Концентраты с 40—45% меди могут быть получены и на Джезказганской (Кенгирской) обогатительной фабрике, если усложнить схему — ввести доизмельчение концентратов и промпродуктов.

Относительная однородность порфировых руд, поступающих на фабрику, дает возможность даже на самых крупных фабриках иметь флотационное отделение — моносекции: в этом случае сливы всех классификаторов отделения измельчения подают в один пульподелитель (имеется резервный), распределяющий пульпу на ряд параллельных машин.

Большая производительность фабрик обеспечивает низкую стоимость обогащения и возможность перерабатывать руды с содержанием до 0,5% меди.

Принципиальная схема обогащения медных руд дана на рис. 34. Самая простая и дешевая схема — с открытым циклом в третьей стадии дробления, одностадиальным измельчением руды и доизмельчением промпродукта и концентратов или только промпродуктов (Моренси). На Джезказганской и Балхашской фабриках отвальные хвосты можно получить при измельчении до 45% — 0,074 мм. если доизмельчать промпродукты и концентраты в отдельных циклах.

На Балхашской фабрике до сих пор не введено доизмельчение промпродуктов, поэтому необходимо измельчать всю руду до 60— 65%) — 0,074 мм. При этом все же в крупных классах хвостов содержание меди близко к содержанию в руде, т. е. хвосты надо классифицировать и пески еще раз доизмельчать и флотировать. Для доизвлечения сростков из песков без их измельчения можно вести флотацию с добавкой углеводородов (типа трансформаторного масла и др.), как это предложено Гинцветметом (А.К. Лившиц) для Джезказганской руды.

При флотации порфировых руд пирит обычно депрессируют и в концентратах оставляют такое количество серы, которое обеспечивает получение наиболее экономичного шлака и штейна. Депрессия пирита производится или известью в сильно щелочной среде, или цианидом в слабо щелочной среде (pH = 9, в редких случаях pH>10).

Реагентный режим обычно таков. В измельчение дается известь до pH во флотации около 8; в некоторых случаях полезно в измельчение давать около 25 г/т труднорастворимого собирателя — диксантогената или тиокарбонилида. Во флотацию в несколько приемов дают ксантогенат или аэрофлот и вспениватель. Расход ксантогената и аэрофлота составляет от 35 до 100 г/т руды и соснового масла 25—50 г/т руды.

К типу сплошных сульфидных руд относятся — сплошные медистые пириты (Дегтярское месторождение, а также руды Красногвардейского и Ново-Левинского рудников) и сплошные медисто-пирито-пирротиновые руды (руды Норанда, Канада и др.).

Особенностью медистых пиритов является очень тонкое прорастание сульфидов меди и железа с образованием на пирите тончайших пленок вторичных сульфидов меди, главным образом ковеллина, особенно в верхних горизонтах. Руды содержат значительное количество растворимых продуктов окисления пирита и медных минералов в виде сульфатов, отчего немного понижается флотируемость медных сульфидов и активируется пирит. В связи с этим при обогащении этих руд необходимо очень тонкое измельчение для освобождения сульфидов меди. Например, из руд Дегтярки отвальные хвосты с содержанием меди ниже 0,2% можно получить лишь при измельчении сульфидов до -44 мк. Практически такое измельчение экономически не всегда целесообразно, например, совершенно нецелесообразно в том случае, когда пиритные огарки после обжига пиритного концентрата будут подвергаться при подготовке к доменной плавке хлорирующему обжигу для извлечения цветных, благородных и рассеянных металлов. Обычно три двухстадиальной (Среднеуральская фабрика) или трехстадиальной схеме (испытывалась на Красноуральской фабрике) измельчение ведут до 90—95% — 0,074 мм. При таком измельчении получают бедные концентраты (табл. 77).

Флотацию медистых пиритов ведут в сильно щелочной среде с содержанием свободной CaO около 600—900 г/м3 пульпы. Расход извести составляет 5—10 кг/т, ксантата 100—120 г/т. флотомасла — до 75 г/т.

Получение более богатых концентратов при снижении извлечения выгодно в том случае, если в пиритных хвостах при доводке концентратов содержание меди будет не выше содержания меди в шлаках. В этом случае при плавке концентратов общее извлечение меди в черновую медь будет такое же, как и при плавке более бедных концентратов или даже выше.

При флотации медистых пиритов расход энергии составляет 30—35 квт*ч/т, в то время как на фабриках, перерабатывающих порфировые руды, от 12—15 квт*ч/т (Юта, Чили и др.) до 20 квт*ч/т.

Медно-пиритно-пирротиновые руды также требуют тонкого измельчения. Например, на фабрике Норанда при относительно крупном помоле руды до 48%—0,074 мм, содержащей халькопирит, 20—30% пирита и 50—60% пирротина, освобождается большая часть халькопирита, HO остальная часть требует более тонкого помола: хвосты медного цикла содержат 80%, а окончательные — пирротинового цикла — 95% — 74 мк. Такое тонкое измельчение необходимо не для извлечения меди, а для извлечения золота.

Схема измельчения очень сложна — многостадиальная со многостадиальной флотацией. Особенность флотации пирротиновых руд — легкая окисляемость пирротина и накапливание в пульпе низших окислов серы, в частности, гипосульфита, являющихся депрессорами медных минералов. Поэтому необходимо строго регулировать восстановительную способность пульпы, для чего пульпу перед каждой стадией флотации подвергают аэрации в особых аэраторах, являющихся одновременно и классификаторами. На фабрике Норанда извлекают 96% Cu в концентраты с содержанием 9,1% Cu; извлечение золота составляет 85—90% (с цианированием пиритного золотосодержащего концентрата), в то время как при обогащении руд Дегтярки извлекается золота только 20—30%.

Хвосты флотации сплошных медистых пиритов обычно являются готовым пиритным концентратом, но качество их может быть улучшено (содержание серы доведено до 48—50%) в результате перефлотации после сгущения, разбавления свежей водой и добавления серной кислоты или кислых лежалых хвостов из отвала. Пиритная флотация экономически выгодна и обеспечивает комплексное использование серы и железа.

Медные руды промежуточного типа, в которых содержание сульфидов может колебаться от 10 до 50%, перерабатывают по такой же схеме, что и сплошные сульфидные руды, с той лишь разницей, что общее измельчение руды перед флотацией здесь тем грубее, чем меньше сульфидов, и для депрессии пирита не требуется столь высокой щелочности, как при флотации сплошные медистых пиритов.

При содержании пирита не более 25—30% и необходимости использовать ‘Пирит целесообразна схема коллективной флотации сульфидов при относительно грубом помоле руды с последующей классификацией и доизмельчением коллективного концентрата или без доизмельченчя, с флотацией по режиму сплошных сульфидных руд, т. е. в сильно известковой среде или в слабощелочной среде с добавлением цианида для депрессии пирита.

Коллективная флотация с последующей селективной флотацией применяется для получения медного и пиритного концентратов на Пышминской обогатительной фабрике. Из руды с содержанием меди 0,6% получали медные концентраты, содержащие 27% Cu при извлечении 91,6%. Коллективную флотацию ведут в слабощелочной среде, а селективную — в сильнощелочной. Общий расход реагентов при такой схеме значительно меньший, чем при прямой селективной флотации руды в две стадии. Кроме Пышминской, схема коллективной флотации сульфидов меди и пирита применяется на Кировградской фабрике, на фабрике Алдермак (Канада) и др.

Для иллюстрации показателей флотации сульфидных вкрапленных руд в табл. 78 приведены результаты работы некоторых фабрик.

На Зангезурской фабрике, как и на Карабашской, легко можно повысить качество концентратов, но в этом, по-видимому, нет необходимости в связи с потерями золота с пиритом (Карабаш).

Окисленные медные руды образовались в основном в результате окисления сульфидных руд. В зависимости от условий образования характер соединений меди в этих рудах весьма разнообразен.

Часть соединений меди представлена обособленными минералами, например малахитом, азуритом, хризоколлой, купритом и др., но часть меди в рудах может быть сорбционно связана с различными алюмосиликатами — продуктами разрушения первичных горных пород, и гидроокислами железа, образовавшимися в результате соосаждения из растворов. Медь из соединений с алюмосиликатами не только невозможно выделить механическими методами, но даже такими активными химическими агентами, как цианистый калий или серная кислота, которые не растворяют медь в этих соединениях. Такая медь называется «связанной».

В Северной Африке в Мисита переработка окисленной медной руды с 2,4% Cu представляет нерешенную сложную проблему: руда не обогащается флотацией и выщелачивание неприменимо.

Из свободных окисленных соединений меди малахит и азурит могут быть извлечены флотацией после предварительной сульфидизации их поверхности или без сулифидизации, но при очень высоких расходах (до 1 кг/т) собирателя — ксантата или меркаптанов и др., содержащих в полярной части Хризоколла почти не извлекается флотацией, как и «связанные» соединения меди.

По обогатимости окисленные руды в зависимости от характера соединений меди в руде делят на два типа; легко обогатимые (относительно) и трудно обогатимые или «упорные».

Так как малахит и азурит легко растворяются в цианистом калии, а другие соединения, не флотируемые, не растворяются, то представление об обогатимости руды можно получить по результатам цианистой вытяжки из руды; флотацией может быть извлечено столько меди, сколько ее перейдет в цианистую вытяжку при той же крупности измельчения. Руды, в которых мало глины и порошковатых гидроокислов желе* за, размазанных по всей массе породы, обычно обогащаются относительно хорошо, и извлечение меди флотацией из них может составить 70—85% в зависимости от содержания меди в руде.

Из упорных руд из влечение флотацией в бедные концентраты составляет иногда 20—30%. Упорные окисленные руды обогащают более дорогими методами — комбинированными. К числу их относится, например, процесс, разработанный проф. В.Я. Мостовичем.

Процесс в основном состоит в следующем. Руду перемешивают в растворе серной кислоты 1—5%; окисленная свободная медь, в том числе из хризоколлы, бирюзы и др., переходит в раст,вор. Концентрация кислоты в процессе выщелачивания меди понижается до 0,25 — 0,5%. После этого в пульпу добавляют порошковатое губчатое железо или молотую чугунную стружку, при перемешивании медь осаждается железом («цементируется») в виде мелких частиц и затем флотируется такими собирателями, как аэрофлот, высшие ксантогенаты, диксантогенаты, минереки и др. После перечистки можно получить богатые концентраты, содержащие 30—60%) меди. Извлечение в зависимости от упорности руды или от количества связанной меди может изменяться в пределах 65—95%.

Расход кислоты при этом процессе зависит от содержания окисленной меди и других поглотителей кислоты; карбонатов щелочноземельных металлов, продуктов коалинизации полевых шпатов и др. Он может колебаться для различных руд в пределах от 2 до 8 г на тонну меди в концентратах.

Расход железного осадителя (чугунная стружка, скрап, губчатое железо) составляет 1,5—2,5 т на тонну меди.

Для сокращения расхода кислоты и железа может быть использована такая схема; измельченная для процесса руда поступает на флотацию для выделения легко флотируемых соединений меди, а хвосты флотации — на процесс Мостовича.

В России имеется ряд. месторождений со значительными запасами окисленных руд (Джезказганское, Алмалыкское, Бощекульское и др.), причем большая часть этих руд относится к упорным и может быть переработана только по методу проф. Мостовича. По этому же методу (в США его называют процессом L-P-F — выщелачивание — цементация — флотация) можно перерабатывать не только чисто окисленные, но и смешанные руды с небольшим содержанием окисленной меди. В этом случае, как на фабрике Хайден (США), применима такая схема.

Руду измельчают до крупности —6 мм, добавляя серную кислоту, и подвергают классификации на пески и шламы. Пески выщелачивают в барабанных аппаратах, затем раствор отделяют в классификаторе, а пески классификатора промывают в других классификаторах два раза. Последовательно промытые пески подают на измельчение и флотацию сульфидов. Медьсодержащий раствор присоединяют к шламовой части, которую перерабатывают по обычной схеме: выщелачивание — цементация — флотация. По этой схеме флотируется в кислом растворе не вся руда, а лишь часть ее. Вместе с цементной медью флотируют и сульфиды шламовой части.

При отсутствии в руде карбонатов и малом содержании окисленной меди расход кислоты составляет 2—5 кг/г руды; при наличии карбонатов расход кислоты повышается и для руд Алмалыка составляет около 30 кг/т, а для некоторых руд Джезказгана — до 100 кг/т. Карбонаты надо предварительно удалять флотацией алкилсульфатами или жирными кислотами.

При наличии упорной меди приходится держать повышенную концентрацию кислоты, в результате чего увеличивается и расход железа. Кроме того, чтобы .понизить коррозию трубопроводов при транспортировке хвостов, приходится их нейтрализовать и расходовать известь.

Для процесса Моставича требуется дешевая серная кислота и осадитель — губчатое железо или чугунная стружка. Медь, получаемая по это’му процессу, значительно дороже, чем получаемая при простой флотации.

Имеется второй процесс Мостовича для переработки окисленных медных руд: восстановление меди из окислов до металла с последующей флотацией меди после измельчеиия обожженной руды. Процесс может быть применен при дешевом топливе.

Медно-цинково-пиритные руды. В первичных сульфидных медно-цинковых рудах медные минералы представлены халькопиритом, а цинковые — преимущественно сфалеритом или марматитом.

Разница во флотируемости между чистыми сульфидами меди и цинка настолько велика, что, казалось бы, при разделении медных и цинковых минералов не должно быть каких-либо затруднений. Например, сфалерит почти не флотирует с этиловым ксантатом, а сульфиды меди флотируют с ним очень хорошо. Однако на практике медноцинковые руды — один из трудных объектов обогащения. Это объясняется тем, что в результате процессов окисления сульфидов и растворения продуктов окисления в раствор переходят катионы меди Cu2 , которые адсорбируются на поверхности цинковой обманки и резко повышают ее флотируем ость собирателями типа ксантата или аэрофлота, т. е. активируют ее. Активированная цинковая обманка флотирует даже легче, чем сульфиды меди, поверхность которых слегка затронута процессами окисления.

Когда на флотацию поступают первичные сульфидные руды, не охваченные процессами окисления, активацию цинковой обманки в процессе измельчения и флотации можно предотвратить, добавив вещества, связывающие катион Cu2 . К таким веществам — депрессорам цинковой обманки — относятся Na2S, NaCN и др. Поэтому первичные сульфидные медно-цинково-пиритные руды обогащаются флотацией вполне удовлетворительно.

Ho если в самом месторождении процессы окисления и вторичного обогащения развились настолько, что цинковая обманка в результате обменной реакции покрылась пленками и прожилками кавеллина, а в руде появилось значительное количество растворимой меди, то селективная флотация трудна, а порою и невозможна. Поэтому при обогащении медно-цинковых руд из верхних горизонтов, охваченных процессами окисления и вторичного обогащения, получаются неудовлетворительные результаты. Например, при обогащении таких руд месторождений Карпушихи и им. III Интернационала (Урал) в лучшем случае в медных концентратах на тонну меди терялась тонна цинка, а цинковые концентраты были богаты медью; аналогичные результаты давало обогащение руд верхних горизонтов Сибаевокого, Учалинского и других месторождений.

Принципиальная схема обогащения первичных медно-цинковых руд аналогична представленной на рис. 35. Она отличается только дополнительным циклом цинковой флотации из хвостов медной флотации. Перед цинковой флотацией обычно ставят контактные чаны для контакта с медным купоросом и известью.

Если в руде много пирита, то флотацию цинковой обманки ведут в сильно щелочной среде (pH = 11), чтобы депрессировать пирит. Число перечисток цинкового концентрата зависит от содержания цинка: чем беднее руда, тем больше перечисток.

Для бедных медью и цинком первичных руд как вкрапленных, так и сплошных сульфидных Урала, кроме схем селективной флотации, Уралгипроцветметом в 40-х годах были разработаны схемы коллективной флотации медных и цинковых минералов, а для вкрапленных руд — коллективной флотации всех сульфидов с последующим разделением коллективных концентратов. В последние годы схемы коллективной флотации с последующей селекцией внедрены на Красноуральском, Кировградском и Карабашском заводах, можно применить на Среднеуральской фабрике для руд Дегтярки и др. На Красноуральской фабрике в коллективный концентрат извлекается медь и часть легко флотируемой цинковой обманки, а часть цинка затем извлекается из хвостов медной флотации. Такая схема носит название коллективноселективной.

Для улучшения качества концентратов и повышения извлечения цинка при тонком прорастании сульфидов приходится вводить в схемы доизмельчение концентратов или промпродуктов или и тех и других.

При обогащении медно-цинковых руд получают различные результаты в зависимости от характера руд: тонкости прорастания, наличия вторичных сульфидов меди и растворимых солей меди, состава сульфидов, наличия пирротина и пирита. Руды, содержащие пирротин — поглотитель ионов меди, — легче обогащаются, чем не содержащие пирротина.

Для иллюстрации (табл. 79) приведены показатели работы некоторых заграничных и советских фабрик.