Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых и может быть использовано при флотационном обогащении руд.
Флотационная пульпа в реальных условиях представляет собой многокомпонентную систему, в которой частицы полезных минералов и вмещающих пород обладают крайне неоднородными поверхностными свойствами. Причем различие по флотируемости характерно не только для частиц присутствующих в пульпе минералов, но и для спектра частиц каждого минерала в отдельности. В первый период флотации в пену эффективно извлекаются наиболее флотоактивные частицы минералов. Затем скорость флотации замедляется и процесс растягивается по времени для более полного извлечения труднофлотирующихся частиц полезных минералов. Повышение эффективности извлечения труднофлотирующихся частиц полезных минералов является актуальной проблемой при флотационном обогащении различных руд.
Известен способ обогащения руд, включающий введение в пульпу реагентов - активаторов флотации, собирателя и вспенивателя и последующую флотацию [1] (аналог).
В данном способе повышается извлечение труднофлотирующихся частиц полезных минералов благодаря их активации специальными реагентами, способствующими закреплению на их поверхности собирателя. Данный способ широко используется при флотации многих сульфидных и несульфидных руд.
Недостатком данного способа является то, что при достижении необходимого извлечения полезных компонентов длительной флотацией в пенный продукт наравне с труднофлотирующимися частицами полезных минералов интенсивно извлекаются частицы пустой породы. Для некоторых полиметаллических руд, в частности вкрапленных медно-никелевых, характерно получение ценного продукта на стадии контрольной флотации с содержанием ценных компонентов ниже, чем в исходной руде. Это приводит к необходимости использования повышенных расходов депрессора в перечисленных операциях и к значительным циркулирующим потокам продуктов и в конечном счете к сокращению фронта рудной флотации и снижению извлечения ценных компонентов.
Известен способ обогащения руд, включающий подачу в цикл рудной флотации депрессора минералов пустой породы и последующую флотацию [2] (аналог).
Данный способ позволяет снизить извлечение в черновой концентрат частиц вмещающих пород.
Недостатком данного способа является значительное увеличение затрат на флотационном переделе, а также здесь наблюдается некоторое снижение скорости флотации труднофлотирующихся частиц полезных минералов, что требует увеличения фронта рудной флотации. Поэтому данный способ используется в исключительных случаях при содержании в рудах значительного количества флотоактивных минералов пустой породы.
Известен способ обогащения руд, включающий обработку пульпы реагентами, введение в пульпу части концентрата и последующую флотацию [3] (прототип).
Данный способ позволяет повысить качество чернового концентрата и извлечение в него труднофлотирующихся частиц благодаря увеличению в питании содержания полезных минералов и проявление механизма флотации на носителе.
Недостатком данного способа является получение недостаточно высоких показателей обогащения, т.к. действие вводимого в пульпу концентрата распространяется только на начальный период флотации, а характер последующей флотации остается прежним: наряду с труднофлотирующимися частицами будут интенсивно извлекаться и частицы минералов пустой породы.
Задачей, решаемой изобретением, является повышение качества концентрата путем интенсификации флотационного процесса.
Повышение качества концентрата достигается тем, что последующая флотация осуществляется при непрерывном возвращении в процесс по фронту флотации части получаемого пенного продукта. При этом количество пенного продукта, возвращаемого в процесс, составляет 10-70% от общего выхода пенного продукта, а время возвращения части пенного продукта составляется с начала флотации 20-70% от общего времени флотации.
Сущность изобретения состоит в следующем. Как уже отмечалось выше, при флотации в первый период времени в пенный продукт извлекается значительное количество частиц полезных минералов, отличающихся повышенной флотируемостью. Последующая же флотация растягивается по времени, и снижается селективность процесса из-за уменьшения в пульпе содержания полезных минералов при увеличении доли труднофлотирующихся частиц и постепенного превалирующего извлечения в пену частиц пустой породы. Известно, что загрязнение пенного продукта, кроме флотации сростков, происходит путем элементарного акта флотации частиц пустой породы на пузырьке воздуха, а также их механическим выносом в пену с потоком воды, движущимся за всплывающим пузырьком.
При непрерывном возвращении в процесс части получаемого пенного продукта происходит не только увеличение в пульпе количества флотоактивных частиц полезных минералов, но и их постоянное присутствие по фронту флотации, что способствует вытеснению с поверхности пузырьков хуже закрепляющихся частиц вмещающих пород, и тем самым повышается эффективность использования транспортирующихся пузырьков воздуха.
Возвращение части "флотоактивного" пенного продукта осуществляется в зону аэрации камеры в виде трехфазной пены, которая, попадая в зону аэрации, до конца не разрушается, на поверхности флотоактивных частиц всегда будут присутствовать пузырьки воздуха, которые способствуют быстрому эффективному извлечению частиц в пену. При этом частицы полезных минералов с повышенной флотоактивностью будут способствовать повышению скорости извлечения труднофлотирующихся частиц за счет использования эффекта флотации на носителе. Этот эффект будет заключаться в том, что минерализация пузырьков воздуха эффективно осуществляется только после закрепления на нижней полусфере отдельных частиц, роль которых и будут выполнять возвращаемые в процесс флотоактивные частицы.
Повышение селективности процесса будет осуществляться и в пенном слое, так как процесс "вторичной" концентрации в пене зависит от скорости истечения пульпы из межпузырьковых прослоек, т.е. чем выше содержание гидрофобных частиц в пенном слое, тем выше скорость истечения из него воды с механически вынесенными частицами пустой породы.
Закономерность кинетического процесса флотации с использованием предлагаемого способа поясняется фиг. 1.
Эффективность использования данного способа обусловлена значительной продолжительностью рудной флотации полиметаллических руд, но непрерывное возвращение части пенного продукта в течение всего времени флотации приведет к некоторому снижению извлечения ценных компонентов (фиг. 1).
В этом случае будет отмечаться возвращение в процесс части труднофлотирующихся частиц полезных минералов, которые хотя и обладают более высокой флотируемостью в сравнении с неизвлеченными частицами, но могут потребовать дополнительного времени флотации для их полного повторного извлечения в пенный продукт.
Поэтому целесообразно осуществлять возвращение пенного продукта до определенного момента, а последующую флотацию завершать традиционным методом (фиг. 1).
Данный способ позволяет повысить качество пенного продукта без снижения извлечения ценных компонентов, что рекомендует его к использованию как в рудном цикле, так и в перечистных операциях.
Способ осуществляется следующим образом.
Для осуществления предлагаемого способа используется с некоторыми изменениями известная конструкция флотационной машины типа "Механобр" (фиг. 2). Флотационная машина оснащается дополнительным внутренним пенным желобом 1, соединенным с блок-аэратором специальным патрубком 2. Дополнительный пенный желоб оснащается шибером 3, что позволяет регулировать выход возвращаемого пенного продукта. Специальный патрубок (2), соединенный с блок-аэратором, позволяет эффективно всасывать пенный продукт в зону аэрации камеры. При отсутствии необходимости возвращать часть пенного продукта обратно в процесс дополнительный пенный желоб может полностью закрываться шибером, а всасывающий патрубок наглухо закрываться специальным клапаном 4.
Оптимальные доли возвращаемого пенного продукта и времени возвращения для каждого конкретного случая определяются экспериментальным путем.
Сравнительные испытания проводились на вкрапленной сульфидной медно-никелевой руде Печенгского рудного поля. Вещественный состав руд данного типа весьма сложен. Рудные минералы представлены халькопиритом, пентландитом, пирротином. Кроме того, различают три основные модификации пирротина: гексоганальный, троилит, моноклинный. Силикатная часть руд весьма разнообразна и может частично извлекаться в пенный продукт ввиду наличия в минералах пустой породы изоморфной примеси никеля.
При обогащении вкрапленных медно-никелевых руд в промышленных условиях следует отметить некоторые особенности технологического процесса:
рудный цикл флотации отличается значительной продолжительностью (до 45 мин);
в течение первых 15-20 мин эффективно извлекаются халькопирит и пентландит, в контрольной операции доизвлекается пирротин;
выход пенного продукта контрольной флотации значителен при качестве пенного продукта по содержанию ценных компонентов несколько ниже качества, чем в исходной руде.
Следует отметить, что аналогичный характер технологического процесса проявляется и при коллективной флотации медно-молибденовых, полиметаллических сульфидных руд и некоторых несульфидных руд.
Опыт 1 (известный способ). Руда измельчалась в щелочной среде, создаваемой кальцинированной содой (pH=10), до 85% класса менее 0,074 мм. В измельчение подавался бутиловый ксантогенат калия (120 г/т). Перед флотацией пульпа кондиционировалась с медным купоросом (120 г/т) в течение 3 мин, подавался бутиловый натриевый аэрофлот (120 г/т), затем вводился пенный продукт, полученный при таком же реагентном режиме после 10 мин флотации, и проводилась флотация в течение 30 мин с получением коллективного концентрата и отвальных хвостов. Расход воздуха во флотацию 1 л/мин на 1 л пульпы, скорость вращения импеллера 1500 об/мин, скорость движения пеногона 12 об/мин.
Для флотации использовалась лабораторная модель флотационной камеры объемом 0,75 л, позволяющей возвращать в зону аэрации от 0 до 100% получаемого пенного продукта.
В известном способе из руды с содержанием никеля 0,611% получается коллективный концентрат с выходом 19,01% содержанием никеля 2,234% при извлечении никеля 69,51% Эффективность флотации по известному способу составляет 50,5% степень концентрации 3,656% (см. таблицу).
Опыты 2-7, 8-12, 13-18, 19-23 (предлагаемый способ). Подготовка руды к флотации, технологический и реагентный режимы аналогичны условиям опыта 1.
Флотация в этих сериях опытов осуществлялась с возвращением части получаемого пенного продукта, соответственно, 10% 30% 50% 70% от общего получаемого пенного продукта при различной продолжительности возвращения пенного продукта в процесс 100; 66,7; 50; 30; 16,7% от общей продолжительности флотации.
При проведении опытов с продолжительностью возвращения пенного продукта менее 100% от общей продолжительности флотации процесс флотации вели с возвращением части пенного продукта до определенного момента, далее заканчивали флотацию по известному способу.
Результаты опытов приведены в таблице.
На фиг. 3 приведены зависимости изменения прироста эффективности обогащения при различных условиях проведения опытов.
Результаты опытов показывают, что возвращение в процесс части получаемого пенного продукта существенно повышает качество концентрата, а при возвращении части пенного продукта в процесс с начала флотации только до определенного момента позволяет не снизить при этом извлечение полезных компонентов в концентрат.
Заметное положительное действие предлагаемого способа отмечается только после некоторого времени возвращения пенного продукта, начиная с 20% от общего времени флотации. При возвращении части пенного продукта в процесс более 70% от общего времени флотации отмечается некоторое снижение извлечения цветных металлов в концентрат, хотя эффективность флотации при этом остается высокой благодаря значительному повышению качества концентрата.
Наибольшая эффективность флотации достигается для всех серий опытов при возвращении пенного продукта в течение 50% от общего времени флотации и при возвращении части пенного продукта в количестве 30-70% от общего выхода пенного продукта. При увеличении доли возвращенного продукта более 70% уменьшается интервал времени возвращения до 20-30% от общего времени флотации, при котором не происходит снижения извлечения цветных металлов в концентрат, что несколько уменьшает надежность использования предлагаемого способа. А возвращение в процесс флотации пенного продукта в количестве менее 10% от его общего выхода не приводит к повышению технологических показателей флотации.
Опыт 25 (известный способ). Условия подготовки руды к флотации и реагентный режим аналогичны условиям опыта 1.
Различие отмечается в аэрогидродинамических режимах. В опыте 25 расход воздуха составляет 1,5 л/мин на 1 л пульпы, скорость вращения импеллера 2000 об/мин. В данном случае значительно увеличился выход концентрата, но повысилось и извлечение цветных металлов. При выходе концентрата 34,99% извлечение никеля составило 80,51% Эффективность флотации при этом составила 45,52% (см. таблицу).
Опыты 26, 27 (предлагаемый способ). Условия проведения флотационного эксперимента аналогичны условиям опыта 25. Только флотация осуществлялась с возвращением 50% получаемого пенного продукта в течение соответственно 50% и 66,7% от общего времени флотации.
При одинаковом извлечении цветных металлов значительно уменьшился выход концентрата: на 6,5% или 18,6 относительных процента в сравнении с показателями опыта 25. Эффективность флотации по никелю повысилась на 5,5-5,8% Качество концентрата в опытах по предлагаемому способу повысилась на 0,320oC0,370% никеля в сравнении с известным способом (см. таблицу).
Опыт 28 (известный способ). В данном опыте для сравнительных экспериментов использовалась сульфидная медно-молибденовая руда месторождения Эрдэнтуин-Обо (Монголия).
Медно-молибденовые руды измельчались до 80% кл. 0,074 мм. В измельчение подавались CaO 1кг/т, керосин 100 г/т, ксантогенат бутиловый 6 г/т. Перед флотацией вводился ксаногенат 7 г/т и вспениватель (Т-80) 25 г/т, затем проводилась флотация в течение 20 мин с получением коллективного концентрата и отвальных хвостов. В результате флотации получился сульфидный концентрат с содержанием меди 3,68% молибдена 0,115% (см. таблицу). Эффективность флотации составила 81,47%
Опыты 29, 30, 31 (предлагаемый способ). Условия проведения флотационных экспериментов аналогичны условиям опыта 28. В данной серии опытов флотация осуществлялась с возвращением 50% получаемого пенного продукта в течение соответственно 33,3% 50% 66,7% от общего времени флотации. Содержание меди в концентратах опытов по предлагаемому способу повысилось соответственно на 1,39% 2,56% 3,476% в сравнении с качеством концентрата опыта 28.
Эффективность предлагаемого способа обусловлена в первую очередь повышением качества концентрата, что позволит значительно снизить затраты на всех последующих переделах, главным образом на металлургическом переделе. Кроме того, существенное снижение выхода чернового концентрата позволит повысить эффективность перечистного цикла и значительно снизить циркулирующие промпродукты в схеме флотации, увеличить фронт рудной флотации и, следовательно, повысить извлечение полезных компонентов в концентрат.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ДОВОДКИ МАГНЕТИТОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ | 2000 |
|
RU2189867C2 |
СОБИРАТЕЛЬ ДЛЯ СЕЛЕКТИВНОЙ ФЛОТАЦИИ ФОСФАТНЫХ РУД | 1998 |
|
RU2150330C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ФОРСТЕРИТСОДЕРЖАЩИХ РУД | 1992 |
|
RU2047392C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ВЫДЕЛЕНИЯ СУЛЬФИДОВ ИЗ БАДДЕЛЕИТОВОГО КОНЦЕНТРАТА | 1992 |
|
RU2033859C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ ПЛАТИНОВЫЕ МЕТАЛЛЫ И ЖЕЛЕЗО | 1994 |
|
RU2057193C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД | 1997 |
|
RU2132742C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ТОНКОДИСПЕРСНОГО АПАТИТА | 2001 |
|
RU2207916C2 |
СПОСОБ ДООБОГАЩЕНИЯ ГРАВИТАЦИОННОГО БАДДЕЛЕИТОВОГО КОНЦЕНТРАТА | 1994 |
|
RU2106202C1 |
СПОСОБ УПРАВЛЕНИЯ ПРОЦЕССОМ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ | 1991 |
|
RU2031728C1 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД | 1998 |
|
RU2149699C1 |
Использование: обогащение полезных ископаемых, флотация руд. Сущность изобретения: пульпу обрабатывают реагентами. Проводят флотацию с выделением пенного продукта. Часть пенного продукта возвращают в процесс по фронту флотации. Возвращение части получаемого пенного продукта осуществляют непрерывно. Количество пенного продукта, возвращаемого в процесс, может составлять 10-70% от общего выхода пенного продукта. Время возвращения части пенного продукта с начала флотации составляет 20-70% от общего времени флотации. 1 з.п. ф-лы, 1 табл., 3 ил.
Фишман М.А | |||
и др | |||
Практика обогащения руд цветных и редких металлов | |||
Переносная печь для варки пищи и отопления в окопах, походных помещениях и т.п. | 1921 |
|
SU3A1 |
Печь для сжигания твердых и жидких нечистот | 1920 |
|
SU17A1 |
Обогатимость бедных вкрапленных медно-никелевых руд нового типа | |||
Михайлюк Б.З | |||
и др.-В кн.: Обогащение шламов.-Апатиты, 1983, с | |||
Способ получения на волокне оливково-зеленой окраски путем образования никелевого лака азокрасителя | 1920 |
|
SU57A1 |
SU, авторское свидетельство, 107956, кл | |||
Переносная печь для варки пищи и отопления в окопах, походных помещениях и т.п. | 1921 |
|
SU3A1 |
Авторы
Даты
1997-11-10—Публикация
1994-06-29—Подача