Пособие по комплексной переработке. Руд цветных металлов
Скачать 1.9 Mb.
|
Схемы и реагентные режимы флотации медно - молибденовых руд.В практике в настоящее время обогащаются следующие типы молибденсодержащих руд: Сульфидные молибденовые; Медно-молибденовые; Окисленные молибденовые; Свинцово-молибденовые; Висмут-молибденовые; Кобальт-молибденовые; Молибдено-вольфрамовые. Добыча молибдена осуществляется практически из первых двух типов руд. При обогащении сульфидных молибденовых руд получают молибденовые концентраты, содержащие 51-55 % молибдена при извлечении 90-92 %. При обогащении медно-молибденовых руд получают медные концентраты с содержанием 21-32 % меди при извлечении 75-95 % и молибденовые концентраты с содержанием 40-57 % молибдена при извлечении от 45-55 до 80-86 %. Медно – молибденовые руды.Наибольшее значение имеют порфировые медно-молибденовые руды. При обогащении этих руд получают медные, молибденовые, а иногда пиритные концентраты. Руды характеризуются сравнительно крупной вкрапленностью молибденита и пирита, а также наличием тонковкрапленных минералов меди. Это обстоятельство вызывает необходимость применения стадиальных схем обогащения. По этим схемам при сравнительно грубом измельчении руды до 45-55 % класса – 0.074 мм получают коллективный медно-молибденовый концентрат и отвальные хвосты. Грубый коллективный медно-молибденовый концентрат после доизмельчения до 90-95 % класса – 0.074 поступает на доводку (2-3 перечистки). После этого коллективный концентрат направляется на селективную флотацию. Иногда применяют схемы, включающие контрольную флотацию в рудном цикле с перечисткой концентрата, получаемого в этой операции (фабрика «Пинто Вэлли» США). При флотации медно-молибденовых руд в качестве собирателя для медных минералов применяют ксантогенаты, дитиофосфаты. Эти реагенты эффективно извлекают и молибденовые минералы. Пирит депрессируют известью при рН 9-11.5. Основной проблемой при обогащении медно-молибденовых руд является разделение медно-молибденовых концентратов. Разделение может быть осуществлено путём депрессии медных минералов и флотации молибденовых и наоборот. Этой операции предшествует десорбция. В настоящее время в промышленной практике применяются следующие методы разделения коллективных медно-молибденовых концентратов: Окислительная пропарка коллективного концентрата при температуре 85-95о С в течение 40 мин – 4 час. При этом происходит разрушение плёнки собирателя и окисление депрессируемых сульфидов меди и железа. После такой обработки молибденит флотируется аполярными реагентами с дополнительной подачей депрессоров для подавления сульфидов меди и железа (сернистый натрий, цианиды). Депрессия молибденита органическими коллоидами (крахмал, декстрин) и флотация сульфидов меди и железа. Камерный продукт является грубым молибденовым концентратом. При применении этого метода поверхность молибденита должна быть тщательно отмыта от собирателей, т.к. затрудняется депрессия декстрином. Низкотемпературный окислительный обжиг коллективного концентрата при температуре 260-330о С. При этом окисляется поверхность сульфидов меди и железа, разрушается плёнка аполярного реагента на поверхности молибденита без окисления самой поверхности. После обжига производится репульпация концентрата с последующей флотацией молибденита. Депрессия сульфидов меди и железа сульфидом натрия (Na2S) и флотация молибденита. Сульфид натрия десорбирует собиратель с поверхности сульфидов меди и железа и обеспечивает их надёжную депрессию. Эффективность этого метода значительно повышается при пропарке концентрата (паровая флотация) и нагреве пульпы до 80-95о С. Расход сернистого натрия (Na2S) при этом снижается в 3-5 раз. Эта технология разработана в 1941 году в СССР и является самой распространённой на фабриках СНГ (Балхашская, Алмалыкская). Депрессирование сульфидов меди и железа гидросульфидом натрия (NaHS), сульфидом аммония – (NH4)2S в отдельности или в сочетании с Na2S без пропарки (фабрика Бренда Канада). Депрессия сульфидов меди и железа путём применения окислителей типа перекиси водорода-Н2О2 (0.5-1 кг/т), гипохлорида натрия-NaOCl (около 2 кг/т) и др. Характерной особенностью схем для обогащения молибденсодержащих руд является включение в них цикла доводки чернового концентрата до кондиционного. Обычно в черновых концентратах, получаемых в виде пенных или камерных продуктов, содержание молибдена составляет от 3-5 до 25-30 % при извлечении = 70-90 % . При доводке такие концентраты подвергаются доизмельчению и многократной перечистке (от 5 до 14). Если флотация исходной руды проводится в плотной пульпе (40-45 % твёрдого), то перечистные операции проводятся в разжиженной пульпе, плотность которой непрерывно уменьшается вплоть до 3-5 %. В конечном молибденовом концентрате извлечение молибдена составляет от 45-55 до 80-86 %. Иногда для снижения циркуляций после первых перечисток чернового молибденового концентрата из схемы выводят промпродукт, который поступает на гидрометаллургическую переработку. В цикле доводки в качестве собирателя используют керосин и другие аполярные реагенты. В качестве пенообразователя – сосновое масло, спирты. При невозможности получения кондиционного молибденового концентрата в цикл доводки включается низкотемпературный обжиг (260-330о С) и выщелачивание концентрата. Технологическая схема флотации медно – молибденовых руд на фабрике Пинто Вэлли (США) Производительность фабрики 40 тыс. тонн руды в сутки. На фабрике перерабатываются медно-порфировые руды с содержанием 0.44 % меди и низким содержанием молибдена (рис. 10). В результате обогащения получают медный концентрат с содержанием 28 % меди и молибденовый концентрат с содержанием 51 % молибдена (85 % молибденита) и 1.5 % меди. Фабрика ежесуточно выдаёт 4.35 т молибденового концентрата при содержании 51 % молибдена. Основным медным минералом является халькопирит. Молибден представлен молибденитом. Подготовка руды включает трёхстадиальное дробление до крупности 0-18 мм. Измельчение осуществляется в одну стадию в шаровых мельницах. Мельницы работают в замкнутом цикле с гидроциклонами (на одну мельницу одна батарея циклонов из 8 штук, d = 700 мм). Слив гидроциклонов крупностью 51.3 % класса – 0.074 мм с содержанием твёрдого 30 % поступает на медно-молибденовую флотацию. Молибденовый концентрат подвергается двум перечисткам. Концентрат второй перечистки, содержащий 15-20 % молибдена, сгущается до содержания твёрдого 50 % и доизмельчается. Доизмельчённый концентрат подвергается ещё 7 перечисткам (III – IX). Слив гидроциклонов Основная Cu-Mo флотация Классификация Контрольная I перечистка перечистка Доизм. Контрольная II перечистка Сгущение Кондиционирование Хвосты Слив Основная Mo флотация Сгущение I перечистка Слив Контрольная II перечистка Слив Фильтрование Контрольная II перечистка Сушка Сушка Сгущение Слив Кондиционирование Cu к-т Доизм. III перечистка IV перечистка VII перечистка V перечистка VIII перечистка VI перечистка IX перечистка Сгущение Доизм. Слив Фильтрование Сушка Mo к-т Рисунок 10 – Схема флотации Cu – Mo руд на фабрике «Пинто Вэлли». Реагентный режим. Перед основной молибденовой флотацией подаётся собиратель – солярка с расходом 0.09 – 1.35 кг/т. Депрессор – Ноукс с расходом 2.25-3.6 кг/т. Регулятор среды – известь (рН 11). Время кондиционирования 40-80 мин. Перед 1-м доизмельчением молибденового концентрата расход солярки составляет 2.25 кг/т. Перед 3-й перечистной флотацией подаётся реагент Ноукс с расходом 2.7-5.4 кг/т. 2.8. Переработка медно – никелевых руд В природе насчитывается около 45 никелевых минералов. Однако промышленное значение имеет сульфид никеля – пентландит (Fe,Ni)9S8 (содержание Ni 22 %, плотность 5000 кг/м3, твёрдость 3-4). Кроме пентландита никельсодержащими минералами являются никеленосный пирротин, миллерит NiS. Основные медные минералы – халькопирит, кубанит CuFe2S3, талнахит Cu9Fe8S16, борнит Cu5FeS4. Медно – никелевые руды делятся на вкрапленные и сплошные. Тонкое прорастание сульфидов меди и никеля не позволяет получить богатые никелевые концентраты (содержание никеля около 10 %). Медные концентраты получаются богатыми (20 –25 % меди). Прямая селективная флотация практикуется редко из – за трудной активации минералов после их депрессии. Поэтому в основном применяются схемы получения Cu – Ni коллективного концентрата. Основная флотация проводится в щелочной среде при рН 9-10. В качестве собирателя применяется бутиловый (амиловый) ксантогенат с расходом 70-200 г/т. Пенообразователь Т-66. Депрессия минералов породы (флотоактивных силикатов) осуществляется жидким стеклом или КМЦ. Разделение коллективного Cu-Ni концентрата осуществляется путём флотации медных и депрессии никелевых минералов. Депрессия достигается известью (рН 11-12), декстрином, пропаркой с известью при температуре 70о С. При соотношении меди и никеля меньше двух, коллективный концентрат подвергается плавке на файнштейн и разделяется по методу И.Н. Масленицкого и Л.А. Кричевского (1943 г). В результате обжига Cu-Ni концентрата в электропечах происходит частичное удаление серы. После застывания массы образуется металлургический полупродукт, содержащий соединения Cu2S и Ni3S2 и сплав металлических меди и никеля. При измельчении файнштейна достигается довольно полное раскрытие всех компонентов сплава. Флотация ведётся в щелочной среде ксантогенатом и пенообразователем. В пенный продукт уходит сульфид меди. В камерный – сульфид никеля и сплав никеля и меди [9]. |