Новая технология флотации руд Урупского месторождения Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© C.B. Артемов, A.M. Паньшин, М.Ж. Критская, 2014

УДК 622.765

C.B. Артемов, A.M. Паньшин, М.Ж. Критская

НОВАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ФЛОТАЦИИ РУД УРУПСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Для повышения технологических показателей обогащения руд Урупского месторождения применили схему струйной флотации и колонную флотомашину для выщеления во 2-ой струе флотации грубого концентрата. При колонной флотации в качестве газовой фазы использовали паровоздушную смесь с присадкой пенообразователя и олеиновой кислоты, которую в колонну подавали через пневмогид-равлический аэратор диффузор-конфузорного типа.

Ключевые слова: медная руда, схема струйной флотации, аэрозоль в качестве газовой фазы.

Урупская обогатительная фабрика перерабатывает сплошные колчеданные и вкрапленные руды. Главными минералами сплошных руд являются пирит (50—85 %), халькопирит (до 12—15 %), сфалерит, борнит, кварц, хлорит, кальцит. Второстепенные минералы представлены теннантитом, гематитом, галенитом, халькозином. Встречаются пирротин, молибденит, аргентит и самородное золото, серебро, медь. Вкрапленные руды представляют собой кварцевые альбитофиры, туфы кварцевых аль-битофиров, кварцитовидные породы с вкрапленностью сульфидов. Сплошные руды месторождения массивные, мелко-средне и крупнозернистые. Медно-колчеданные и медно-цинко-вые руды чаше всего мелко- и средне-зернистые, полосчатые; серноколче-данные — крупно- и среднезерни-стые.

Из результатов определения пре-обладаюшей крупности золотин в исходной руде сцинтилляционным анализом следует, что основная масса тонкого и тонкодисперсного золота (интервал крупности от 3 до 25 мкм) представлена золотинами размером

12—25 мкм (средний расчетный диаметр золотин — 8,7 мкм).

Из результатов рационального анализа следует, что руда является упорным по отношению к сорбционному цианированию сырьем: извлечение золота цианированием из нее составляет 24,2 %. Основной причиной технологической упорности к цианированию является тесная ассоциация золота с сульфидами (53,9 %): со сфалеритом его связано 25,0%, с халькопиритом, пиритом и прочими сульфидами — 28,9 %. Менее заметное влияние на упорность оказывают: ассоциация золота с комплексом минералов, растворимых в соляной кисло те — гидроокислами железа, карбонатами, хлоритами и пр. (10,3 %); с аморфным кремнеземом и поверхностными пленками (2,1 %), а также тонкая вкрапленность в породообразую-шие минералы (9,5 %).

Форма золотинок пластинчатая или овальная. Цвет золота ярко-желтый, проба его, очевидно, высокая.

Отделение измельчения Урупской ОФ выполнено в виде двух параллельных секций, каждая из которых включает I стадию измельчения дроб-

леной руды в шаровой мельнице типа МШР размером 3200x3100 мм, работающей в замкнутом цикле с классификатором типа 2КСН-20, и II стадию измельчения в шаровой мельнице МШЦ 2700x3600, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами 0 500 мм. Слив гидроциклонов крупностью 85 % класса — 74 мкм направляют на две параллельные секции флотации. Для обогащения руд принята схема прямой селективной флотации. На обеих секциях цикл рудной флотации включает I—II основные Си флотации и I—II контрольные операции флотации. Грубый концентрат, выделенный на двух секциях, объединяют и совместно перечищают. В качестве собирателя используют смесь бутилового ксантогената (70 г/т) и аэрофлота (18 г/т); в контрольные операции флотации добавляют ок-саль Т-80 (28 г/т). Для подавления флотации пирита содержание свободного СаО в пульпе увеличивают от 400—500 г/м3 (в основных операциях флотации) до 1000—1400 г/м3 (в хвостах III перечистки грубого концентрата). Время флотации на каждой секции — 30 минут. Слив сгустителя медного концентрата вместе с отвальными хвостами фабрики через пульпонасосную станцию направляют в хвостохранилище. Около 80 % осветленной воды возвращают на фабрику для использования во всех операциях переработки руды.

Для повышения извлечения золота пульпу перед подачей на гидроциклоны, работающие в замкнутом цикле с мельницами II стадии измельчения, насосами ГРАК 350х40 направляют на короткоконусные гидроциклоны 0 500 мм с углом конусности 900. Пески короткоконусных гидроциклонов обогащают на концентрационных столах типа СКО-15, выделяя золото-пиритный продукт с содержанием зо-

лота 30 г/т, в который извлекается в основном свободное золото и сростки золота с пиритом крупностью (0,300+0,074) мм; хвосты столов возвращают в зумпф насосов. Извлечение золота в гравиоконцентрат составляет около 10 %.

Целью работы является разработка рекомендаций по повышению качества готового медного концентрата на 1 % (до 18,5 %) без снижения извлечения в него меди и золота.

Установлено, что связь между извлечением меди в готовый концентрат и содержанием в руде — прямая криволинейная: при повышении содержания в руде меди от 1 до 3 % извлечение увеличивается на 5—8 %, что соответствует технологическим представлениям [1].

В практике необходимое увеличение содержания полезных компонентов в операции основной флотации достигают путем возврата промпро-дуктов — концентрата контрольной флотации и хвостов I перечистки чернового концентрата. Однако эти промпродукты состоят большей частью из сростков минералов и некоторого количества свободных зерен извлекаемого минерала, обладающих пониженной скоростью флотации за счет примесей и эмульсионных включений других компонентов. Смешение разных по разделяемости, но однородных по вещественному признаку (содержанию металлов и минералов) материалов — рудного питания и промпродуктов — ухудшает условия селективной флотации.

Применен иной принцип движения продуктов в схеме флотации, при котором питание основной флотации обогащается продуктом с высоким уровнем обогатимости — способности к селективной флотации. Сущность его заключается в том, что из Б части рудного питания (1-й струи

флотации по терминологии [2]) выделяют черновой концентрат и отвальные хвосты. Черновой концентрат

1-ой струи флотации смешивают с другой Б частью рудного питания (2-ой струей флотации) [3]. В этом случае фракционный состав питания

2-ой струи флотации удовлетворяет критериям типа: максимизация контрастности (разница в скорости флотации разделяемых частиц) или максимизация области изменения физического свойства, по которому выполняется сепарация — смачивае мости.

Выполнены исследования по выбору оптимальных условий флотации руд Урупского месторождения по схеме струйной флотации. Для определения оптимальной загрузки реагентов при струйном движении чернового медного концентрата и рудного питания составлен и реализован композиционный план для двух факторов. В качестве независимых переменных при флотации были использованы: СаО — содержание св. СаО в пульпе при выделении чернового медного концентрата в первой струе флотации и Кс — расход бутилового ксантогената калия в операции основной медной флотации первой струи флотации. Независимые переменные варьировали в следующих пределах: расход извести от 250 до 750 г/м3 св. СаО в пульпе; расход ксантогената от 50 до 150 г/т.

Методика выполнения эксперимента состояла в следующем. Из руды, измельченной до крупности 85 % класса -74 мкм, во флотомашине механического типа выделяли черновой медный концентрат — концентрат 1 струи флотации. Затем до той же крупности измельчали вторую навеску руды, смешивали ее с концентратом 1 струи флотации и направляли на флотацию — 2 струю флотации. Для

получения чернового концентрата во 2-й струе флотации использована противоточная колонна 0 47 мм, в которую в качестве газовой фазы подавали смесь водяного пара (120-140 С) с воздухом — паровоздушную смесь (аэрозоль) [4]. Высота колонны принята равной 1,97 м, при этом 1,55 м составляет высота зоны минерализации и 0,42 м — высота зоны очистки. При приведенной скорости пульпы 1,12 см/с объемная производительность колонны составляла 70 л/час (0,68 м3/мин на 1 м2 сечения колонны). Для подавления механического выноса нефлотируемых частиц в концентрат расход промывной во ды поддерживали на уровне 0,20— 0,25 м3/(мин-м2), что обеспечивало превышение потока воды в хвосты по сравнению с потоком воды в питание на 4—7%. В качестве газовой фазы при флотации использовали паровоздушную смесь [3—4], которую в виде спутных потоков насыщенного водяного пара и воздуха под давлением 0,40 МПа в колонну подавали пароводяным боковым донным инжектором конфузор-диффузорного типа (0 диффузора 14 мм). Соотношение расход воздуха/расход пара = 1:3. Газосодержание в колонне — 20—25 %. При приведенной скорости 1,96 см/с расход воздуха — 122,5 л/час (1,18 м3/мин на 1 м2). Аэратор одновременно является устройством для аэрозольной подачи в колонну водной эмульсии Оксаль-Т-80 и олеиновой кислоты, взятых в соотношении 10:1.

Изготовлено три аэратора (рис. 1), отличающихся схемой смешения потоков: конструкция аэратора должна обеспечивать тонкое диспергирование потока воздуха и реагентов — пенообразователя и олеиновой кислоты.

Рис. 1. Схемы разработанных аэраторов для создания дальнобойной аэрозольной струи: 1 - накидная гайка; 2, 5 - прокладки; 3 - патрубок для подвода пенообразователя; 4 - конфузор-диффузорный канал; 6 - цилиндрический насадок

Установлено, что взаимодействие струи аэрозоля с жидкостью имеет явно выраженный струйный характер: аэрозоль, преодолевая гидростатическое давление жидкости и силу поверхностного натяжения, образует вблизи стенки колонны горизонтальную струю. Но уже в момент внедрения в жидкость струя начинает пульсировать и быстро терять энергию, и тогда ее горизонтальный участок переходит в воздушный массив (барбо-тажную зону) из диспергированных пузырьков.

Осевая протяженность струи аэрозоля (L) является функцией скорости струи (скорость струйного истечения в п раз больше скорости пузырькового режима истечения) и отношения плотностей жидкости и газа. Найдена критериальная зависимость, позволяющая рассчитать эту величину

L = 1,20 Лг0,4 da, (1)

Л U Р Л

где Лг = —0—— — критерий Архи-gd Р

° д ' ж

Iff Рж Н

меда; и0 =п -ж- — скорость

V Рг

устойчивого струйного истечения, м/с.

Поскольку разница плотностей жидкости и газа слишком велика, то при внедрении в жидкость струя встречает на своем пути как бы стенку — лобовое сопротивление плотной среды, и в результате, как это следует из результатов расчета по формуле (1) и эксперимента, глубина проникновения струи в жидкость не превышает 150—200 мм. Значительное преобладание архимедовых сил всплытия над силой динамического напора струи обусловливает возникновение «факела всплытия» в непосредственной близости от стенки колонны.

Испытания аэраторов подтвердили вывод об оптимальности конструкции канала с радиальным вводом реагентов и гидродинамическим сопротивлением конфузор-диффузорного типа с углом раскрытия диффузора до 100.

Для повышения извлечения золота в пенообразователь добавляли поверхностно-активное вешество (ПАВ) — олеиновую кислоту. Неравновесность, возникаюшая в адсорбционных слоях на поверхности пузырька под влиянием внешних растягивающих (или сжимающих) усилий [5], является эффективным способом необходимого упрочнения контакта системы частица-пузырек в динамических условиях пенной флотации. Добавка ПАВ (за счет длинного углеводородного ради-

кала) и повышение температуры границы раздела фаз газ-жидкость (нагрев воды в граничном слое пузырь ка определяется теплотой конденсации горячего водяного пара) приводит к росту величины разности меж ду динамическим стд и равновесным (статическим) стр поверхностным натяжением

Д° = °д - °р ,

которую можно рассматривать как количественную меру неравновесности. Следовательно, при флотации тяжелых зерен золота и крупных его сростков с другими минералами следует стремиться к тому, чтобы величина Дст была в пульпе как можно больше, что отвечает условиям флотации аэрозолем с добавкой ПАВ к пенообразователю. Пользу от присадки ПАВ (но с другой точки зрения) подтверждают и другие исследователи [6].

В качестве функции отклика У при флотации выбран упрошенный критерий Ханкока-Луйкена

У = РСи — РСи

1 ~ Си ь8

где еССи и серы £С

соответственно

извлечение в медный концентрат меди и серы, %.

В результате математической обработки результатов опытов получено уравнение регрессии (2), связываю-шее выбранную функцию отклика с независимыми переменными в натуральном масштабе:

У1 = 11,596 - 0,0320-Са0 -- 0,0358-Кс + 0,0000601-Са02 + + 0,000636-Кс2 - 0,000252-Са0-Кс (2)

Адекватность уравнения (2) проверена по Г-критерию Фишера: в связи с тем, что Г > Г0>05;7>2, оно признано адекватным экспериментальным данным с уровнем значимости 0,05; коэф-

фициент детерминации Я2 = 0,9934. Поверхность отклика представляет собой эллиптический параболоид с минимальным значением функции отклика (У = 0,263) в центре поверхности при содержании в пульпе 525 г/м3 св. СаО и расходе ксанто гената 127 г/т. Максимальная разница (У = 12,05) между извлечени ем в черновой концентрат меди (£% = 97,43%) и серы (еССи = 83,53%)

может быть достигнута при расходе извести до 750 г/м3 св. Са0 и ксан-тогената — не более 50 г/т.

С помошью ^критерия Стьюдента независимые переменные по силе влияния на извлечение в черновой медный концентрат золота ранжированы следуюшим образом: наибольшее влияние оказывает содержание св. СаО в пульпе и в меньшей мере — расход ксантогената. При высокой шелочности пульпы уменьшается извлечение золота в медный концентрат. Поэтому в условиях Урупской 0Ф его извлекают в цикле измельчения гравитационными методами обо-гашения.

При работе по фабричной схеме флотации зависимость выбранной функции отклика от расхода извести (Х1) и ксантогената (Х2) описывается следуюшим уравнением регрессии (3):

У2 = 21,306 - 0,0439-Са0 - 0,128-Кс + + 0,0000437-Са2 + 0,000787-Кс2 -- 0,0000888-Са-Кс (3)

Статистическая характеристика уравнения (3): коэффициент детерминации Я = 0,9993; расчетное значение Г-критерия Г = 437,03; табличное значение критерия Фишера Г0 05;7;2 = 19,36. В связи с тем, что Г > Гт, уравнение признано адекватным экспериментальным данным с уровнем значимости 0,05.

Рис. 2. Рекомендуемая схема обогащения руд Урупского месторождения со струйным движением рудного питания и чернового концентрата

Средние показатели, достигнутые при обогащении руд Урупского Месторождения по схеме струйной флотации (моделирование замкнутого цикла флотации из 6 навесок руды)

Наименование продукта Выход продукта, % Содержание, % Извлечение, %

медь сера медь сера

Медный концентрат 8,14 19,29 35,92 90,74 12,17

Отвальные хвосты 91,86 0,17 22,98 9,26 87,83

Исходная руда 100,0 1,73 24,03 100,0 100,0

При флотации по фабричной схеме флотации лучшие результаты (е^ = 91,43% и е^ = 83,65%) получены при минимальном расходе извести и ксантогената.

Ниже приведены рекомендуемая схема флотации (рис. 2) и средние показатели, достигнутые при обогащении по ней руд Урупского месторождения (таблица).

Сравнение технологических показателей, полученных при флотации руд Урупского месторождения по конкурирующим схемам — фабричной и струйной с использованием колонной флотомашины во 2-й струе флотации, — позволяет сделать вывод, что во втором случае содержание меди в готовом концентрате выше на 1,79 %, а извлечение — на 4,24 %. В том числе при использовании аэрозольной колонной флотации извлечение золота в готовый концентрат за счет повышения содержания золота в нем с 5,5 до 7,0 г/т увеличивается на 8,72 %.

С использованием методики Конева В.А. [7] построено распределение халькопирита по типам сростков с пиритом (закрытые, открытые и смешанные сростки) в хвостах флотации. Установлено, что извлечение халькопирита возрастает в результате того, что уменьшились потери сростков со степенью раскрытия больше 7 % (практически перестали теряться сростки, степень раскрытия которых

больше 21 %), а порог флотируемо-сти сростков (минимальная степень раскрытия, начиная с которой сростки переходят в концентрат) снизился вдвое — с 24 до 12 %. Принимая во внимание полученные результаты, можно предположить, что при флотации руд по схеме струйной флотации с использованием технологии аэрозольной колонной флотации прирост извлечения золота достигается в результате лучшей флотации его свободной формы и сростков халькопирита с золотосодержащей генерацией пирита.

Заключение

В рекомендуемой структуре схемы флотации руд Урупского месторождения отличие цикла основной флотации от существующей состоит в том, что для использования прямой криволинейной

(£си = 78,03 + 24,03 х аСи -10,14 хаСи) связи между содержанием металла в питании флотации и извлечением движение рудного питания и чернового концентрата организуют специальным образом: из 5 части рудного питания (1-й струи флотации) выделяют черновой концентрат, который смешивают со второй 5 частью рудного питания (2-й струей флотации) и выделяют концентрат, направляемый на перечистки.

Для интенсификации флотации халькопирита и золота (в различных формах) рекомендуется использова-

ние аэрозольной колонной флотации для выделения во 2-й струе флотации чернового концентрата; аэрацию колонной флотомашины осушествляют пароводяным инжектором, в котором рабочий поток (смесь водяного пара (140 0С) с воздухом), движушийся с большей скоростью, создает пони-

1. Жаксыбаев Н.К., Куляшев Ю.Г., Пус-товалов А.И., Реуцкий Ю.Б., Рыберт Б.Ф., Стацура П.Ф., Фильшин Ю.И., Штойк Г. Г. О влиянии содержания металлов в руде на показатели флотационного обогашения // Цветные металлы. - 1969. - № 8. - С. 14-16.

2. Плаксин И.Н., Околович А.М., Дмитриева Г.М., Макиенко И.И., Крюкова Н.А. Новая технология обогашения свинцово-цинковой руды. - М.: Госгортехиздат, 1961. - 128 с.

3. Паньшин А.М., Евдокимов С. И. Струйная флотация в условиях специально формируемого высокого содержания металлов в исходной руде // 0богашение руд. -2009. - № 5. - С. 6-11.

4. Евдокимов С.И., Паньшин А.М. Исследование механизма флотации в аэрозольной колонной флотомашине // Изв. ву-

женное давление и эжекцию пенообразователя с присадкой ПАВ (олеиновой кислоты), который диспергируется кинетической энергией рабочего потока.

Определены условия процесса, обуславливающие наиболее полное извлечение меди и золота.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

зов. Цветная металлургия. - 2009. - № 1. -С. 7-12.

5. Мелик-Гайказян В.И., Емельянова Н.П., Козлов П.С., Труфанов М.И., Фролов Н.С., Юшина Т.И., Липная Е.Н. Релаксационные кривые, методика их снятия и значение их для понимания процесса пенной флотации и управления им // Изв. вузов. Цветная металлургия. - 2008. - № 2. - С. 6-15.

6. Кондратьев С.А., Матвеева Т.Н. Новые направления в создании и эффективном использовании флотационных реагентов в процессах обогащения минерально го сырья // Международное совещание (конференция) «Плаксинские чтения-2009», 05-10 октября 2009 г., Новосибирск, Россия, с. 30-36.

7. Конев В.А. Флотация сульфидов. -М.: Недра, 1985. - 262 с. ИШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Артемов Станислав Вячеславович — аспирант;

Паньшин Андрей Михайлович — кандидат технических наук, докторант; Критская Марина Жиулиевна — кандидат технических наук, доцент

Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет), e-mail: info@skgmi-gtu.ru

UDC 622.765

THE INVESTIGATION RESULTS OF THE VAPOUR-AIR FLOTATION OF THE URUP COPPER-PYRITE ORES

Artiomov S.V., Graduate Student,

Panshin A.M., Candidate of Engineering Sciences,

Kritskaia M.G., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor.

North Caucasus Mining-and-Metallurgy Institute (State Technological University), e-mail: info@skgmi-gtu.ru

Aimed at improvement of technology parameters of the Urupsky deposit ore concentration, it was proposed to use the jet flotation circuit and column flotation machine to produce rougher concentrate in the second flotation jet. In the column flotation circuit, air-steam mixture with frother and oleinic acid was fed in the column with the use of convergent-divergent air hydraulic oxygenator.

Key words: copper ore, jet flotation circuit, aerosol in the capacity of gas phase.

REFERENCES

1. Zhaksybaev N.K., Kulyashev Yu.G., Pustovalov A.I., Reutskii Yu.V., Rybert V.F., Statsura P.F., Fil'shin Yu.I., Shtoik G.G O vliyanii soderzhaniya metallov v rude na pokazateli flotatsionnogo obogashcheniya (Effect of metal content on flotation performance of ore), Tsvetnye metally (Nonferrous Metals), 1969, no. 8, p. 14-16.

2. Plaksin I.N., Okolovich A.M., Dmitrieva G.M., Makienko I.I., Kyukova N.A. Novaya tekhnologiya obogashcheniya svintsovo-tsinkovoirudy (New lead-zinc ore beneficiation technology), Moscow, Gosgortekhizdat, 1961, 128 p.

3. Pan'shin A.M., Evdokimov S.I. Struinaya flotatsiya v usloviyakh spetsial'no formiruemogo vysokogo soderzhaniya metallov v iskhodnoi rude (Jet flotation in the conditions of purpose-induced high metal content of original ore), Obogashchenie rud, 2009, no. 5, p. 6-11.

4. Evdokimov S.I., Pan'shin A.M. Issledovanie mekhanizma flotatsii v aerozol'noi kolonnoi flotomashine (Analysis of flotation mechanism in aerosol flotation column), Izvestia vuzov. Tsevtnaya metallurgia (University Bulletin. Nonferrous Metallurgy), 2009, no. 1, pp. 7-12,

5. Melik-Gaikazyan V.I., Emel'yanova N.P., Kozlov P.S., Trufanov M.I., Frolov N.S., Yushina T.I., Lip-naya E.N. Relaksatsionnye krivye, metodika ikh snyatiya i znachenie ikh dlya ponimaniya protsessa pennoi flotatsii i upravleniya im (Relaxation curves, their establishment procedure and role in frother flotation process understanding and control), Izvestia vuzov. Tsevtnaya metallurgia (University Bulletin. Nonferrous Metallurgy),

2008, no. 2, pp. 6-15.

6. Kondrat'ev S.A., Matveeva T.N. Novye napravleniya vsozdanii i effektivnom ispol'zova-nii flotatsionnykh re-agentov v protsessakh obogashcheniya mineral'nogo syr'ya (New trends in designing and effective use of flotation agents in mineral processing), Plaksin's Lectures-2009 International Conference Proceedings, Novosibirsk,

2009, pp. 30-36.

7. Konev V.A. Flotatsiya sul'fidov (Sulphide Flotation), Moscow, Nedra, 1985, 262 p.

В Горном информационно-аналитическом бюллетене (научно-техническом журнале) № 1 2014 г. на с. 430 допущена техническая ошибка:

ОТ РЕДАКЦИИ

Напечатано

Маслов И.Ю. Технико-экономическое обоснование выбора эмульсионного взрывчатого вещества, сенсибилизированного гранулами пенополистирола, при открытых горных работах.......................................................................

394

Должно быть:

Маслов И.Ю. Технико-экономическое обоснование выбора эмульсионного взрывчатого вещества, сенсибилизированного гранулами пенополистирола, при открытых горных работах.......................................................................

389

Приносим автору свои извинения.