Требования к качеству цинковых концентратов по ОСТ 48-31-81
⇐ ПредыдущаяСтр 2 из 2
Материалы, приборы и оборудование
Навеска медно-цинково-пиритной вкрапленной руды – 100 грамм; навеска сплошной медно-цинково-пиритная руды – 100 грамм; весы электрические; растворы флотационных реагентов: Na2S, Ca(OН)2, изопропиловый, бутиловый ксантогенаты; Т-80; чашки; мерные цилиндры; кисти; клеенки; шпатели; ступки с пестиками; батарейный цилиндр; шланг со стеклянными трубками на концах; сетки на 100 мкм; ZnSO4, CuSO4. Работу выполняют на лабораторной флотационной машине механического типа с объемом камеры 0,5 л., лабораторной мельнице.
Порядок выполнения работы
1. Получить навеску руды и задание в виде технологических схем, приведенных на рисунках 6.1, 6.2. Определить реагентный режим по схеме, и после согласования с преподавателем приступить к работе. Промыть мельницу, загружают в нее воду, руду, реагенты. При этом должно выполняться соотношение Т:Ж:Ш=1:0,5:8. Количество реагентов вычислить по формуле 1.1. Измельченную руду загрузить в камеру флотационной машины, определить значение рН, подать реагенты и в соответствии с режимом осуществить флотацию по схеме.
2. Все продукты собрать в отдельные приемники, подписать, высушить, взвесить, отобрать пробы на хим. анализ.
Обработка результатов опытов
1. Рассчитать основные технологические показатели. 2. Составить баланс металлов, который оформляется в виде таблицы 1.5. Контрольные вопросы
1. Назвать основные минералы меди и цинка, имеющие промышленное значение и их флотационные свойства. 2. Назвать основные свойства (требования), которым должны удовлетворять медный, цинковый, пиритный концентраты. 3. Какие основные трудности технологии обогащения медно-цинково-пиритных руд? 4. Перечислить способы активации цинковой обманки. 5. Назвать реагенты-собиратели, которые используются при обогащении на отечественных и зарубежных фабриках. 6. Режим Шеридана-Гризволда, расходы реагентов, назначение
Руда
Рис. 6.1 Технологическая схема обогащения сплошных колчеданных руд
Руда
Рис. 6.2 Технологическая схема обогащения вкрапленных медно-цинково-пиритных руд
Лабораторная работа 7
ОБОГАЩЕНИЕ ОКИСЛЕННЫХ СВИНЦОВО-ЦИНКОВЫХ РУД ПО СЕЛЕКТИВНОЙ СХЕМЕ С СУЛЬФИДИЗАЦИЕЙ В СВИНЦОВОМ И ЦИНКОВОМ ЦИКЛАХ ФЛОТАЦИИ
Цель работы: получить свинцовый и цинковый концентраты из свинцово-цинковой руды.
Основные теоретические сведения Свинец входит в состав 144 минералов, но только немногие из них имеют промышленное значение (табл. 7.1). Таблица 7.1 Минералы свинца
Галенит, или свинцовый блеск, PbS — основной свинцовый минерал во всех промышленных свинецсодержащих рудах. Спайность галенита весьма совершенная по кубу. Поэтому разрушение кристалла галенита происходит по плоскостям спайности без разрыва ионных связей, вследствие чего поверхность свежеобнаженного галенита является гидрофобной.
Основными примесями в галените являются серебро, висмут, кадмий, сурьма, медь, олово, иридий, железо, марганец, цинк, которые могут значительно изменять его электропроводность и флотационные свойства. Церуссит РbСО3 в зоне окисления сульфидных минералов ассоциирует обычно с англезитом и лимонитом. Имеет несовершенную спайность и образует землистые или натечные агрегаты белого иногда желтоватого или серого цвета. Содержит в незначительных количествах примеси кальция, цинка, стронция, магния. Англезит PbSO4 образуется главным образом в зонах окисления свинцово-цинковых сульфидных месторождений, а также гидротермальным путем при взаимодействии рудоносных растворов с поверхностными водами, насыщенными свободным кислородом. Англезит образует обычно плотные зернистые или землистые массы, имеющие цвет от белого до серого, желтого или бурого. Англезит хрупкий и при измельчении легко шламуется. Пироморфит Pb5(PO4)3Cl кристаллизуется в гексагональной сингонии.Крупных скоплений не образует, встречается в зонах окисления сульфидных месторождений вместе с англезитом, миметизитом, вульфенитом. В качестве примесей содержит кальций, мышьяк, хром, ванадий. При замещении фосфора в структуре пироморфита мышьяком образуется миметизит Pbs(AsO4)3Cl, а ванадием — ванадинит Рb5(VО4)3С1. Из всего многообразия свинцовых минералов к сравнительно легкофлотируемым относятся галенит, церуссит, англезит и вульфенит. Пироморфит, миметезит, ванадинит, деклуазит, крокоит — труднофлотирумые, а плюмбоярозит, биверит, коркит, бэдантит — практически нефлотируемые минералы. Достоверные результаты определения минеральных форм свинца при фазовом анализе могут оказать значительную помощь при выборе технологического режима обогащения или переработки исследуемой руды. Наиболее целесообразный метод извлечения окисленных минералов свинца из окисленных и смешанных свинцово-цинковых руд — их флотация после предварительной сульфидизации. Наблюдаемые при этом закономерности близки в значительной мере закономерностям флотации данных минералов при обогащении свинцовых и свинцово-медных руд.
Лучшие результаты при флотации сильножелезистых руд получают при подаче 35—45 % сернистого натрия в измельчение и 65—55 % — в основную флотацию. При очень большом содержании в руде гидроксидов не только железа, но и марганца (как, например, в окисленных рудах месторождений «Маджарово», «КенЧаку», «Гульшадское» и др.) основную часть сульфидизатора (до 90 %) необходимо подавать в измельчение. При флотации маложелезистых окисленных и смешанных руд более целесообразной является обычно не единовременная, а дробная подача сульфидизатора и собирателя. В этом случае, если свинец представлен легкофлотируемыми минералами, сульфидизатор подается непосредственно в камеры флотационных машин, если труднофлотируемыми, — в контактные чаны, устанавливаемые по фронту флотации, как, например, на фабрике «Сартори». Весьма важным условием эффективного извлечения окисленных свинцовых минералов при флотации является поддержание рН в пределах 9,2—9,8 содой, сернистым натрием и жидким стеклом. При этих значениях рН обеспечивается: - наиболее высокая скорость сульфидизации и флотации сульфидизированных свинцовых минералов при наименьшем расходе сернистого натрия; - наиболее успешное подавление флотоактивных силикатов породы при подаче КМЦ, жидкого стекла или гексаметафосфата. Так, применение КМЦ в цикле основной окисленной свинцовой флотации при обогащении окисленных и смешанных руд с большим содержанием серицито-хлоритовых сланцев позволяет повысить содержание свинца в окисленных свинцовых концентратах на 7—12 %. Расход КМЦ в условиях Зыряновской обогатительной фабрики при этом составляет 300—500 г/т; - наиболее эффективная нейтрализация вредного действия растворимых солей. Применение для этих целей сульфата аммония на нерчинских фабриках позволяет повысить извлечение свинца из руд на 3—8 % при улучшении или сохранении качества концентратов и в ряде случаев сократить до 50 % расход сульфидизатора. Чем больше в руде карбонатов кальция, магния, растворимых солей и выше содержание церуссита, тем больше эффект от применения сульфата аммония. Причем единовременная подача его в процесс основной флотации почти всегда предпочтительнее дробной. Применение сульфата аммония в цикле свинцовой флотации практически не влияет на результаты последующей цинковой флотации.
Руды, отличающиеся значительным содержанием в них пироморфита, плюмбоярозита, миметезита, англезита и небольшим содержанием церуссита и галенита (например, перерабатываемые на фабриках «Кличкинская», «Сартори» и др.), обогащаются с получением довольно низких технологических показателей. Так, извлечение свинца на фабрике «Сартори» в концентрат, содержащий 45 % свинца и 200—300 г/т серебра, обычно не превышает 40 %. Применение высших ксантогенатов или их смесей с низшими ксантогенатами позволяет повысить извлечение свинца из них на 6—8 % по сравнению с применением только низших ксантогенатов. Наиболее высокое извлечение свинца, например, при флотации окисленных руд месторождений «Маджарово» и «Устрем» получается при использовании гептилового, октилового или гексилового ксантогенатов. Одновременно возрастает извлечение золота и серебра в свинцовый концентрат. Использование высших ксантогенатов ИМ-68 и ИМ-79 в качестве собирателей позволило получить из нерчинских руд сложного состава концентраты, содержащие 40—43 % свинца, на 85—88 % представленного ранее не извлекаемыми минералами типа миметезита. При этом извлечение свинца в концентрат практически равно максимально возможному, определенному при изучении вещественного состава руд. В ряде случаев целесообразно к основному собирателю добавлять аэрофлот, меркаптобензотиозол и другие реагенты для повышения извлечения свинца, благородных металлов и улучшения селективности процесса и пенообразователя. Применение реагента Р-10 (типа меркаптана) обеспечило, например, получение устойчивых технологических показателей по извлечению окисленных минералов свинца на фабрике «Межица». На фабрике «Сартори» предпочтительнее оказалась смесь дитиофосфатов с тиокарбонилидом. Применение ее обеспечило удовлетворительные гидрофобизацию сульфидизированных свинцовых минералов и пенообразование при их флотации, сокращение потерь окисленных минералов цинка в свинцовом концентрате, резко возрастающих при использовании ксантогенатов с большей длиной углеводородной цепи, чем у этилового ксантогената. В некоторых случаях (если порода представлена в основном силикатами) целесообразно использование смеси жирных кислот и высших ксантогенатов. Извлечение свинца в концентрат (при использовании такой смеси в качестве собирателя) из труднообогатимых окисленных руд Болгарии, в которых свинец на 80—85 % представлен минералами типа пироморфита, составило 86—87 %.
Основная причина потерь свободных окисленных свинцовых минералов в хвостах флотации — большие отклонения концентрации сульфидных и ксантогенатных ионов от оптимальной из-за резких изменений вещественного состава перерабатываемых руд. Оптимальные условия ведения процесса сульфидизации и флотации различных окисленных свинцовых минералов из руд могут быть обеспечены при осуществлении на фабрике системы автоматизации. Повысить качество окисленных свинцовых концентратов, загрязненных пиритом, можно перефлотацией их в кислой среде (рН 1,5—2) без собирателя и пенообразователя. Решить данную проблему применением гидроциклонов для удаления пирита в песковую фракцию обычно не удается из-за значительных потерь свинца с пиритным продуктом. Для извлечения окисленных минералов цинка из руд в промышленных условиях используются два метода: Андреевой —Девиса и Рея. Первый из них заключается в предварительной сульфидизации и активации медным купоросом обесшламленного материала при 50—70 °С и последующей флотации амиловым или изоамиловым ксантогенатом и дитиофосфатом. При этом важно обеспечить максимальную плотность материала, поступающего на «горячую» сульфидизацию. Обязательны также предварительное удаление сульфидов железа и шламов и использование для стабилизации пены, особенно в операциях перечистки концентратов, пенообразователей типа соснового масла, иногда с добавками аполярных масел. Дорогостоящий изоамиловый ксантогенат можно заменить, например, смесью высших ксантогенатов С6—С8. Одинаковые технологические показатели получаются при равных расходах собирателей. Извлечение цинка в обоих случаях в 36—37 %-ные окисленные цинковые концентраты составляет 77—78 % от исходного питания. При содержании в пульпе шламов небольшие добавки щелочи перед подачей собирателя повышают извлечение смитсонита. Метод Андреевой — Девиса успешно применяется на фабрике «Ризо» (рис. 7.1) для извлечения окисленных минералов цинка из руд, характеризующихся крупной вкрапленностью смитсонита и почти полным отсутствием гидроксидов железа и пропитки ими извлекаемых минералов. Циклу флотации окисленных цинковых минералов предшествуют сульфидно-окисленная флотация свинцовых минералов и сульфидная цинковая флотация с применением общепринятых реагентов. Хвосты сульфидной цинковой флотации обесшламливаются в гидроциклонах по классу -0,01 мм и поступают на трехступенчатое перемешивание с реагентами при 50 °С. Предварительное обесшламливание в гидроциклонах не только снижает вредное влияние шламов на флотацию окисленных минералов цинка, но и позволяет снизить расход медного купороса для их активации с 2,43 до 1,32 кг/т. Принятые технологический режим и схема позволяют получать при хорошем качестве концентратов довольно высокое извлечение как общего (79—82 %), так и окисленного (76—78 %) цинка. Высокие технологические показатели по извлечению окисленного цинка достигаются тщательным контролем операций обесшламливания и кондиционирования исходного питания окисленной цинковой флотации, в первую очередь регулированием концентрации сернистого натрия в операциях сульфидизации и активации цинковых минералов. Удаление избытка сернистого натрия в пульпе к моменту подачи медного купороса производится с помощью раствора ацетата свинца. Метод Андреевой — Девиса оказался, однако, непригодным для руд со значительным содержанием гидроксидов железа. Сближение флотационных свойств смитсонита и оксидов железа (а также марганца) в условиях данного метода, по мнению Л.И. Гросмана, определяется резким депрессирующим действием лимонита на окисленные цинковые минералы, которое преодолевается лишь при значительном увеличении концентрации собирателя. К недостаткам этого метода следует также отнести необходимость подогрева всей пульпы до 50—70 °С и тщательного регулирования соотношения между концентрациями одновременно присутствующих ионов собирателя, сульфида и медного купороса. Кроме того, следует отметить недостаточную эффективность данного процесса в применении его к флотации силикатов цинка. Метод Рея, заключающийся во флотации цинковых минералов первичными алифатическими аминами после перемешивания пульпы с сернистым натрием при обычной температуре, более селективен по отношению к гидроксидам железа и более эффективен при флотации силикатных минералов цинка. Он не требует подогрева пульпы и тщательного регулирования концентрации сульфидных ионов. Избыток сернистого натрия не депрессирует, как при ксантогенатной флотации, а активирует окисленные цинковые минералы при флотации катионным собирателем. Применимость процесса ограничивается лишь степенью рассеянности полезных минералов в породе и эффективностью предотвращения вредного влияния растворимых солей и шламов при флотации. По этим причинам он является основным при извлечении окисленных минералов цинка из руд в промышленных условиях, например на фабриках «Галетти», «Буггеру», «Сартори», «Монт-Агруксо», «Сан-Джиованни», «Мацуа». Циклу флотации окисленных цинковых минералов на всех фабриках предшествует флотационное удаление оксидов и сульфидов свинца, а также сульфидов цинка и железа, что позволяет предотвратить загрязнение окисленных цинковых концентратов и сократить расход реагентов. После перемешивания пульпы с реагентами-регуляторами, ее обесшламливания или того и другого вместе подается сернистый натрий и немедленно вслед за ним катионный собиратель с пенообразователем. Даже незначительное превышение оптимального времени перемешивания с сульфидизатором перед подачей собирателя ухудшает результаты флотации окисленных цинковых минералов. Как и при флотации свинцовых минералов, они определяются в основном расходом сульфидизатора и собирателя. Оптимальный расход сульфидизатора при этом тем больше, чем выше содержание в руде оксидов железа, глины и рудных карбонатов, и может достигать в ряде случаев 6—10 кг/т. Оптимальное значение рН окисленной цинковой флотации находится в пределах 10,5—11,1. При этом флотация цинковых минералов протекает тем эффективнее, чем выше концентрация сульфидных ионов в жидкой фазе пульпы. Замена даже части сернистого натрия в промышленных условиях едким натром (при оптимальных значениях рН) приводит к ухудшению технологических показателей. Эффективная депрессия минералов породы сравнительно легко достигается с помощью жидкого стекла или гексаметафосфата. Причем, для сильножелезистых глинистых руд, особенно если цинк представлен в основном каламином, рациональнее применять более мягкий депрессор — жидкое стекло, а для руд с низким содержанием железа — небольшую подачу фосфата. Катионные собиратели — амины — применяются в виде растворимых солей (уксусно- или соляно-кислых), а также в виде эмульсии в воде или каком-нибудь органическом растворителе. Хорошие результаты получены только с первичными алифатическими аминами С12—C18. Вторичные и третичные амины, четвертичные аммониевые соли, ароматические амины и амиды не обладают коллектирующими свойствами по отношению к окисленным цинковым минералам. В России для их флотации предложены близкие по составу катионные реагенты из хлор-парафинов (ИМ-11) и нитропарафинов (АНП). Реагент АНП состоит из хлоргидратов первичных аминов С13—C15 изостроения со смещением аминогруппы в положение 2, 3и почти не содержит вторичных аминов (2—6 %). Результаты испытаний аминов (рис. 7.2) показали, что при флотации цинковых минералов из руд весьма различного вещественного состава закономерности изменения флотационной активности первичных аминов в зависимости от их строения совершенно аналогичны закономерностям, выявленным при флотации чистых цинковых минералов. Они подтвердили, что при флотации любых цинковых минералов в качестве катионных собирателей могут быть использованы как прямоцепочечные алифатические амины (лаурил-, тетрадецил-, стеарил-, олеиламины), так и первичные амины изостроения (ИМ-11, АНП). Однако расход аминов изостроения с разветвленной углеводородной цепью (ИМ-11 и АНП), а также непредельного олеиламина, как правило, в 1,5—2 раза больше, чем расход прямоцепочечных аминов с концевой аминогруппой, содержащих 12—15 атомов углерода в насыщенной углеводородной цепи. Кроме того, первичный амин с ненасыщенной углеводородной цепью — олеиламин (как и розинамин, по данным М. Рея) — оказался наиболее чувствительным к присутствию шламов. В свою очередь применение аминов, содержащих более 16 атомов углерода в цепи, связано с необходимостью подогрева всей пульпы до 25—40 °С для лучшей их диспергации. Поэтому использование аминов, содержащих 12—15 углеродных атомов в углеводородной цепи, следует считать наиболее рациональным.
Рис. 7.1 Технологическая схема обогащения руд на фабрике «Ризо» Применение прямоцепочечных аминов с большей длиной углеводородной цепи, чем у лауриламина, целесообразно только при флотации руды с небольшим содержанием глинистых шламов. В противоположном случае снижение расхода амина при увеличении длины его углеводородной цепи весьма незначительно; расход такого амина примерно равен расходу лауриламина. Увеличение дозировок катионного собирателя (амина) сверх оптимальных при соответствующем увеличении расхода депрессоров пустой породы почти не сказывается на показателях обогащения и вызывает лишь перераспределение металла в концентратах основной и контрольной флотации, а также сокращение общего времени цинковой флотации.
Рис. 7.2 Влияние концентрации С, длины углеводородной цепи и строения первичных алифатических аминов на извлечение цинка Окончательный выбор собирателя должен производиться исходя из стоимости того или иного амина и соотношения их расходов при флотации. На фабриках «Монт-Агруксо» и «Мацуа» используются амины кокосового масла. Однако они, как установлено на фабрике «Сан-Джиованни» имеют низкую активность по отношению к флотации крупных частиц. Применение стеариламина на фабриках «Буггеру» и «Сартори» обеспечивает получение более высоких показателей обогащения, чем амины кокосового масла. Наиболее эффективной на фабрике «Сан-Джиованни» оказалась смесь первичных аминов с длиной аполярной цепи: С12 (1 %); С14 (4 %); С15 (0,5 %); С16 (30 %); С17 (1,5 %); C18 (60 %) и ненасыщенных (3 %). Смеси стеарил- и кокосоаминацетатов (1:2,33), лаурил- и стеари-ламинацетатов (1:1) оказались эффективными при флотации окисленных цинковых минералов из руд некоторых месторождений Марокко. Удовлетворительное пенообразование достигается обычно только при использовании сильных пенообразователей, например соснового масла или дауфроса. Полезной является, по данным М. Рея, добавка в качестве модификаторов пены так называемых антипенообразователей, таких, как октиловый спирт. Он же рекомендовал применение вместе с катионным собирателем длинноцепочечных ксантогенатов для улучшения свойств пены и уменьшения вредного влияния глины на флотацию минералов цинка. М. Карта и М. Гиани установили, что максимальная сорбция молекулярных аминоксантогенатных комплексов на поверхности окисленных цинковых минералов при этом и их флотируемость (особенно тонких частиц) соответствуют вполне определенному соотношению амина и ксантогената в смеси. Опыт работы обогатительных фабрик, использующих метод Рея, а также результаты исследований данного способа показали, что главным его недостатком является чувствительность к шламам и растворимым солям. Образование большого количества охристо-глинистых шламов, часто наблюдаемое не только при измельчении, но и в процессе любой операции механического воздействия на руду, вызывает весьма высокие расходы реагентов (соды, жидкого стекла, полифосфата, КМЦ, диспергина, омакола, производных сульфонированных нафтола, крахмала, декстрина или других реагентов) для предотвращения поглощения катионного собирателя глинистыми шламами, депрессирующего действия их на цинковые минералы и загрязнения ими получаемых концентратов. Тщательное обесшламливание наряду с использованием обычно более мягкой воды из хвостохранилища позволяет значительно снизить расход реагентов и повысить качество концентратов, но приводит к потерям 10—20 % цинка в отвальные продукты и к существенному понижению извлечения цинка в конечный концентрат. Предпринятые попытки изыскать катионный собиратель, не чувствительный к присутствию в пульпе глинистых шламов и растворимых солей, не привели к желаемым результатам. Адсорбция катионного собирателя на поверхности шламов и глинистых частиц может быть понижена при использовании эмульсий оснований аминов в присутствии защитных коллоидов и эмульсии газового или топливного масла. Однако технологические показатели флотации окисленных цинковых минералов при этом зависят от типа используемого для эмульгирования аминов эмульгатора (при расходе его 5—10 %). По данным М. Рея, П. Де-Мерре, Р. Манкузо и В. Форманека, лучшие результаты достигаются с неионогенными и катионно-неионогенными типами эмульгаторов. К первому типу относятся продукты, получаемые путем конденсации групп оксида этилена с длинноцепочечным спиртом R-(CH2-CH2O)-CH (например, французский эмульгатор «Целанол-А»). Ко второму типу относятся эмульгаторы, получаемые путем конденсации оксида этилена с первичным амином, а также реагенты «Этомин» и «Норамокс». Эмульгирование катионных собирателей с помощью ультразвука позволяет, по данным М. Гиани, сократить их расход до 50 %. Установлено, что в таких случаях наиболее эффективной является эмульсия, образующаяся в результате предварительного смешивания рабочих растворов сернистого натрия и соли катионного реагента. Качественно новые свойства эмульсии позволяют, как правило, полностью исключить из технологической схемы операцию обесшламливания исходного питания цинковой флотации, практически обязательную при использовании метода Рея. Основанный на применении такой эмульсии способ флотации позволяет получать более высокие показатели по извлечению цинка из всех типов руд, чем метод Рея, и может быть широко использован для извлечения как окисленных, так и сульфидных цинковых минералов из окисленных, смешанных и сульфидных руд. Другим недостатком метода Рея, присущим и разработанному способу, является непригодность его для переработки руд с большим содержанием слюд, серицито-хлоритовых или углистых сланцев, которые флотируются вместе с окисленными цинковыми минералами, резко снижая качество концентрата. С помощью радиоактивных изотопов установлено, что легкая флотируемость серицита и хлорита в условиях метода Рея (рН 10,7—11,2) обусловлена максимальной сорбцией катионного собирателя на поверхности данных минералов. При этом заряд и состояние поверхности серицита и хлорита при рН 10,7—11,2 таковы, что эффективного закрепления на них общеизвестных депрессирующих реагентов практически не происходит. Поэтому попытки де-прессировать флотоактивные силикаты в цикле основной флотации с помощью различных реагентов (жидкого стекла, гекса-метафосфата, КМЦ, смеси КМЦ и медного купороса, сульфитно-спиртовой барды), как правило, не дают положительных результатов. Предварительное удаление основной массы легко-флотируемых силикатов с помощью ароматических и вторичных аминов или небольших добавок соснового масла также не всегда возможно из-за значительных потерь цинка в пенном продукте. Учитывая безуспешность попыток депрессировать флотоактивные силикаты в цикле основной флотации, были разработаны условия обратной перефлотации чернового окисленного цинкового концентрата при депрессии окисленных цинковых минералов крахмалом и удалении флотоактивной породы в пенный продукт. Операция обратной перефлотации проводится в нейтральной среде (рН около 7). Окисленные цинковые концентраты, получаемые как по методу Андреевой, так и с применением катионных собирателей, на 75—85 % представлены полезными минералами. Однако из-за низкого содержания металла в самих окисленных цинковых минералах абсолютное содержание цинка в концентратах составляет всего 36—44 %. Несмотря на более низкое содержание цинка в таких концентратах по сравнению со стандартными сульфидными цинковыми концентратами, они могут быть успешно переработаны по обычной гидрометаллургической схеме, применяемой в настоящее время на цинковых заводах. При этом в отличие от сульфидных цинковых концентратов они не требуют применения трудоемкого предварительного обжига. Извлечение цинка при выщелачивании окисленных цинковых концентратов на 7—10 % больше, чем при выщелачивании обожженных сульфидных цинковых концентратов. Извлечение окисленных цинковых минералов в концентрат изменяется в широких пределах — от 50 до 90 %. Результаты анализа потерь металлов в хвостах и шламах показали, что они не являются следствием недостатков технологического характера, а обусловлены тонкой диспергированностью полезных минералов в породе и невозможностью их раскрытия при экономически и технологически приемлемой степени измельчения. Дальнейшее повышение извлечения цинка поэтому возможно только в результате флотации сростков цинковых минералов с минералами породы и, следовательно, сопровождается снижением качества концентрата. Применение в качестве собирателя для флотации окисленных цинковых минералов жирных кислот и их мыл оказалось успешным пока только в лабораторных условиях при силикатной или глинистой породе и значительно усложняется при карбонатной. Высокое содержание железа при этом также ограничивает возможность применения данного способа. Для флотации смитсонитовых руд с карбонатной породой Ф. Бунге, Г. Файном и Д. Легсдином были предложены два способа. Первый из них основан на депрессии известняка и доломита лимонной кислотой, а силикатов и оксидов железа — жидким стеклом и едким натром. С помощью этого способа удалось получить из обесшламленной руды после основной флотации и четырех перечисток концентрат, содержащий 43,5 % цинка при извлечении его 83,6 %. Однако для большинства руд комбинация названных реагентов не обеспечивает достаточной селективности и этот метод пока не нашел промышленного применения. Второй способ основан на депрессии смитсонита фтористым натрием и декстрином и применим только для богатых цинковых руд, порода которых представлена карбонатами с незначительным содержанием оксидов железа и силикатов. Требования, предъявляемые к цинковому концентрату, представлены в таблице 6.1. Требования, предъявляемые к свинцовому концентрату, представлены в табл. 7.2. Таблица 7.2 Требования к качеству свинцового концентрата по ОСТ 48-92-75
Материалы, приборы и оборудование
Навеска свинцово-цинковой окисленной руды - 100 грамм, весы электрические, растворы флотационных реагентов заданной концентрации (Na2S, ZnSO4, бутиловый, изопропиловый ксантогенаты, Na2SiO 3, АНП, КМЦ, сосновое масло, CuSO, Na2CO3, аэрофлот), клеенки, шпатели, чашки, мерные цилиндры, ступки с пестиками, сетки на 100 мкм, резиновый шланг со стеклянными трубками на концах. Работу выполняют на лабораторной флотационной машине механического типа с объемом камеры 0,5 л, лабораторной шаровой мельнице.
Порядок выполнения работы
1. Получить навеску руды и задание в виде перечня реагентов. Определить реагентный режим по схемам, приведенным на рисунках 7.3, 7.4, после согласования с преподавателем приступить к работе. 2. Промыть мельницу, загружают в нее руду, реагенты. При этом должно выполняться соотношение Т:Ж:Ш=1:0,5:8. Количество загруженных реагентов вычислить по формуле 1.1. Измельченную руду в виде пульпы загрузить в камеру флотационной машины, определить значение рН и после подачи реагентов в соответствии с режимом осуществить флотацию по схеме с обязательным определением времени флотации в каждой операции и значение рН. 3. Все продукты собрать в отдельные приемники, высушить, взвесить, отобрать пробы на хим. анализ.
Обработка результатов опытов
1. Осуществить расчет основных технологических показателей. 2. Составить баланс металлов, который оформляется в виде таблицы 1.5. Рис. 7.3 Технологическая схема обогащения смешанной свинцово-цинковой руды
Руда
Рис. 7.4 Технологическая схема обогащения смешанной свинцово-цинковой руды по методу Рея
Контрольные вопросы
1. Какими реагентами активируют цинковые минералы? 2. Какие технологические показатели достигаются при обогащении окисленных свинцово-цинковых руд? 3. Достоинства, недостатки метода Рея. 4. Достоинства, недостатки, область применения метода Андреевой-Девиса. 5. Способы нейтрализации вредного действия вторичных шламов. 6. Перечислить минералы свинца, имеющие промышленное значение.
Лабораторная работа 8
ЦЕНТРОБЕЖНАЯ СЕПАРАТАЦИЯ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ РУД ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Цель работы: ознакомиться с работой и устройством центробежного сепаратора фирмы «ИТОМАК», извлечь тяжёлую фракцию из хвостов обогащения медно-никелевой руды центробежным сепаратором «ИТОМАК»
Основные теоретические сведения
Технология переработки золотосодержащих полиметаллических руд осложняется тем, что условия, оптимальные для извлечения минералов цветных металлов, не всегда бывают благоприятными для извлечения золота. Например, используемые во флотации известь, сернистый натрий и цианид снижают флотируемость золота. Реагентные режимы при флотации руд устанавливают таким образом, чтобы максимальное содержание тонкодисперсного золота флотировалось в медные или свинцовые концентраты, из которых оно легко извлекается при металлургическом переделе. Достаточно эффективны для извлечения свободного золота золотоизвлекательных секций на Лениногорской, Зыряновской и Белоусовской фабриках. Секция извлечения шлихового золота например, на Зыряновской фабрике (рис. 8.1) состоит из циклов выделения чернового гравитационного концентрата с применением отсадки на разгрузке мельниц рудного измельчения, классификации и рудногалечного доизмельчения чернового концентрата отсадочных машин до крупности 47—50 % — 0,074 мм обогащения чернового гравитационного концентрата на концентрационных столах, амальгамации концентратов (золотой головки) и отп
Воспользуйтесь поиском по сайту: ©2015 - 2024 megalektsii.ru Все авторские права принадлежат авторам лекционных материалов. Обратная связь с нами...
|