Требования к качеству цинковых концентратов по ОСТ 48-31-81

Марка	Массовая доля, %
Цинка, не менее	Индия, не менее	Примесей, не более
Железа	Кремнезема	Меди	Мышьяка
г.з.к.		г.з.к.		г.з.к.		г.з.к.		г.з.к.		г.з.к.
КЦ-0			-	Не норми-руется	3,8	4,0	1,8	2,0	0,8	0,9	0,05	0,05
КЦ-1			-	То же	4,5	5,0			1,0	1,0	0,1	0,05
КЦ-2			-	-//-			2,5		1,2	1,5	0,2	0,1
КЦ-3			-	-//-			3,5		1,8	2,0	-	0,3
КЦ-4	-		-	-//-	-		-		-	3,0	-	0,5
КЦ-5	-		-	-//-	-		-		-	3,0	-	0,5
КЦ-6	-		-	-//-	-		-		-	4,0	-	0,6
КЦИ	-		-	0,04	-		-		-	3,5	-	0,5

 

 

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

Минерал	Формула	Массовая доля свинца, %	Плотность, г/см3	Твердость
Галенит Церуссит Англезит Вульфенит Пироморфит	PbS PbCO3 PbSO4 PbMoO4 Pb5(PO4)3Cl	86,6 77,5 68,3 55,8 76,1	7,4-7,6 6,4-6,6 6,1-6,4 6,3-7,0 6,7-7,1	2-3 2,5-3 2,5-3 3,5-4

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

Марка концентрата	Содержание, %
Свинца, не менее	Примесей, не более
Цинка	Меди
КСО-А		2,5	1,5
КСО		2,5	1,5
КС1-А		3,0	1,7
КС2-А		3,0	1,7
КС2		4,0	2,0
КС3-А		4,0	2,0
КС3		5,5	2,5
КС3-А		6,0	2,3
КС3		7,0	3,3
КС4-А		8,0	5,5
КС4			4,0
КС5			5,0
КС6			6,0
ППС		Не нормируется	Не нормируется
ПСМ		То же	20,0

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

⇐ Предыдущая12

Поделиться:

Воспользуйтесь поиском по сайту: