Комбинированная технология обогащения кианитовых руд Карабашского месторождения Текст научной статьи по специальности «Технологии материалов»

Вторая схема предусматривает операции медной флотации с выделением отвальных хвостов с содержанием меди 0,28%, цин

ка 0,26% при выходе 64,35%.

Концентрат сульфидной

флотации объединяется с хвостами медной флотации, доиз-мельчается до крупности 84% класса - 44 мкм и направляется на мокрую магнитную сепара-

цию. В результате мокрой магнитной сепарации с напряженностью магнитного поля 166,7 кА/м, получены:

• немагнитный продукт с содержанием меди 0,78%, цинка 11,78% при выходе 12,35%, который направляется на операции цинковой флотации;

• магнитный продукт при выходе 13,08%, с содержанием меди 0,53% и цинка 0,51% мо-

жет направляться в отвальные хвосты или на операцию дофло-тации меди.

Внедрение любой из данных схем может зна чительно сокр а -тить фронт флотации, расход реагентов, обеспечить получение кондиционного цинкового концентрата с наименьшими затратами.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Цыгалов М.А. — Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

© И.А. Гришин, 2003

УЛК 622.765

И.А. Гришин КОМБИНИРОВАННАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ КИАНИТОВЫХ РУЛ КАРАБАШСКОГО МЕСТОРОЖЛЕНИЯ

В: с резким сокращением сырьевой базы алю-вой промышленности страны, обусловленным цом СССР, необходимо осваивать новые месторождения, в частности месторождения кианито-вых руд. Это обеспечит сырьем такие отрасли промышленности, как алюминиевая и огнеупорная. Но руды с низким содержанием кианита не могут быть непосредственно использованы в промышленности, кроме того, они содержат вредные для технологической переработки минералы. Поэтому разработка эффективной и экологически безопасной технологии обогащения кианитовых руд является весьма актуальной.

Анализ практики обогащения кианитовых руд за рубежом, а также результаты отечественных и зарубежных исследовательских работ показывает, что основным методом обогащения является Таблица 1

ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ПРОБЫ РУЛЫ

флотация с использованием карбоксильных собирателей и различных реагентов-регуляторов. С учетом высоких эксплуатационных затрат при использовании флотационного метода, достаточно крупной вкрапленности и значительного различия плотности основных минералов - кварца и кианита, представляется перспективным использование комбинированной технологии, предусматривающей обогащение крупных классов с использованием гравитационного метода, а мелких - флотационного. Исследования проводились с пробой кианито-вой руды Карабашского месторождения. Химический и гранулометрический состав подготовленной пробы представлен в табл. 1 и 2.

Таблица2

ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ КИАНИТОВОЙ РУЛЫ КРУПНОСТЬЮ 1-0 ММ

Классы крупности, мм Выкод, % Массовая доля, % Распределение Д12Оз , % Количество кианита в сростках, %

-1 + 0,5 7,1 11,2 3,8 39,4

-0,5 + 0,3 32,2 16,2 25,3 21,5

-0,3 + 0,2 15,5 25,0 18,7 2

-0,2 + 0,1 22,7 25,96 28,6 следы

-0,1 + 0,071 10,4 25,14 12,6

-0,071 + 0,045 3,7 20,35 3,6

-0,045 + 0 8,4 18,21 7,4

Итого 100,0 20,67 100,0

Наименование компонентов АІ2О3 вЮ2 Рв2О3 СаО МдО ТІО2 ^О К2О п.п.п.

Массовая доля, % 20,67 72,37 4,07 0,35 0,47 1,13 0,27 0,11 0,56

Таблица 3

ВЛИЯНИЕ РАСХОЛА КАУСТИЧЕСКОЙ И

КАЛЬЦИНИРОВАННОЙ СОЛЫ НА ПОКАЗАТЕЛИ ФЛОТАЦИИ

Из приведенных данных видно, что наиболее бо-Таблица4

ВЛИЯНИЕ РАСХОЛА ЖИЛКОЮ СТЕКЛА НА ПОКАЗАТЕЛИ ФЛОТАЦИИ

гаты кианитом средние классы крупности (0,3 -

0,071мм). Вместе с тем, несмотря на низкое содержание кианита в классе -0,5 + 0,3 мм, в нем содержится четвертая часть всего кианита. Микроскопическое изучение классов крупности показало, что крупные классы содержат значительное количество сростков, и только в классе -0,3 + 0,2 мм их количество составляет 2%. Таким образом, для получения достаточно полного раскрытия сростков кианита и создания возможности получения высококачественных кианитовых концентратов исходную руду необходимо измельчать до крупности -0,3 + 0 мм. Данный вывод подтверждается результатами разделения отдельных классов крупности в тяжелой жидкости. Только при разделении класса 0,3 - 0,2 мм и более мелкого материала в жидкости с плотностью 2,93 т/м3 получен концентрат с массовой долей Al2O3 55,7%.

Относительно невысокое качество тяжелых фракций крупного материала объясняется наличием зерен магнетита и сростков кианита с кварцем. При достаточном раскрытии сростков, магнетит хорошо выделяется из руды, для чего в технологии предусмотрена предварительная мокрая магнитная сепарация.

В ранее опубликованной работе [1] было установлено граничное зерно, по которому следует раз-

делить материал для обогащения крупных классов в гравитационном, а мелких во флотационном цикле. Размер этого зерна составил 0,15 мм. Для разделения материала использовали гидроциклон. Были проведены исследования влияния конструктивных и технологических параметров гидроциклона на эффективность классификации и извлечение кианита в пески. В ходе исследования [2] было установлено, что наиболее оптимальными параметрами, обеспечивающими достаточно тонкий слив, приемлемую эффективность классификации (Е*^ 54,3%) и значительное извлечение кианита в пески (Е = 73,6%) являются: угол конусности 750, давление на входе 1,4 кгс/см2 и содержание твердого в исходном питании 25%. По данным работы [2] можно сделать вывод о том, что разделение минералов по плотности в основном происходит в конусе, а не в цилиндрической части гидроциклона. Это может быть связано с увеличением интенсивности центробежного поля с увеличением угла конусности. Кроме этого, увеличивающийся коэффициент равнопадаемости при увеличении интенсивности центробежного поля также способствует разделению кианита и кварца.

Для обогащения мелкозернистых материалов на практике широко применяются винтовые сепараторы и шлюзы, а также концентрационные столы. Последние имеют высокую эффективность обогащения, но малую удельную производительность. В связи с вышеизложенным для первичного обогащения класса 0,3 - 0,15 мм использовался винтовой шлюз, а для перечистки полученного концентрата - концентрационный стол в две стадии. Были определены оптимальные параметры обогащения: расход воды, угол наклона, зоны отбора продуктов, содержание твердого в питании. Полученные результаты обогащения гравитационным методом приведены на рисунке.

Для достижения оптимального режима флотации мелких классов крупности были проведены исследования, в ходе которых изучалось влияние тонины помола, расхода различных реагентов-регуляторов и времени флотации на технологические показатели. Собирателем являлся олеат натрия. Механизм его взаимодействия с поверхностью кианита уже известен, а результаты исследования влияния его расхода на показатели флотации рассматривались в ранее опубликованных работах. В качестве депрессора использовали обычное и кислое жидкое стекло, в качестве регуляторов среды - каустическую и кальцинированную соду. Результаты исследования приведены в таблицах 3 и 4.

Результаты, представленные в табл.3, свидетельствуют об увеличении массовой доли А1203 и повышении извлечения при подаче в процесс любого из реагентов. Но, несмотря на незначительную разницу в качестве по сравнению с каустической, использование кальцинированной соды является предпочтительней из-за более высокого извлечения кианита в пенный продукт. Оптимальный расход соды составляет 600 г/т. Анализ результатов, представ-

Таблица 5

ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ КОНЦЕНТРАТОВ

Наименование концентратов Массовая доля, %

AI2O3 SÍO2 Fe2O3 CaO MgO T1O2 п.п.п.

Гравитационный 53,74 45,21 0,54 0,15 0,22 0,74 0,4

Флотационный 57,23 41,18 0,41 0,16 0,21 0,46 0,35

Расход, г/т Массовая доля AI2O3, % Извлечение AI2O3, %

NaOH Na2CO3 NaOH Na2CO3

0 38.4 - 86.5 -

200 42.5 39.2 91.8 89.5

400 46.3 41.3 92.0 90.3

600 45.5 45.1 90.0 93.0

800 - 44.9 - 91.2

Расход, Массовая доля AI2O3, % Извлечение AI2O3, %

г/т Жидкое стекло

Щелочное кислое щелочное кислое

0 45,1 - 93.0 -

50 45,5 44,6 92,9 92,8

100 46,1 44,8 87.0 95,3

150 46,8 44,6 82.0 95,6

200 46,9 45,9 70.0 93,5

Примечание: постоянные условия - расход олеата натрия 500 г/т, Иа2С03 600 г/т, время флотации - 10 мин.

Схема обогащения кварц - кианитовой руды Карабашского месторождения

ленных в табл. 4, свидетельствует, что пр применении обычного жидкого стекла незначительно чивается массовая доля ценного компонента, но при дальнейшем увеличении его расхода наблюдается резкое снижение извлечения с 92,9 до 70% с торым повышением массовой доли. В то же время применение кислого жидкого стекла обеспечивает

повышение извлечения до 95,3 -95,6%. Но при применении кислого жидкого стекла возникают дополнительные затраты, связанные с его приготовлением и подачей.

Учитывая вышеизложенное, для переработки кианитовой руды рекомендуется технология, приведенная на рисунке 1. Данная технология позволяет гибко регулировать нагрузку на гравитационный и флотационный циклы, в зависимости от спроса на концентраты. В результате обогащения кианитовой руды Карабашского месторождения по данной схеме были получены партии гравитационного и флотационного концентрата, химический анализ которых приведен в таблице 5. Кроме этого, в результате мокрой магнитной сепарации получен магнетитовый концентрат с массовой долей 58,32%.

Данные концентраты полностью удовлетворяют существующим требованиям.

Для снижения затрат на транспортирование и складирование рассмотрена возможность доводки отходов гравитационного и флотационного циклов, которая предусматривает сгущение и фильтрацию хвостов. Вода, полученная при применении этих процессов, возвращается в оборот, а твердая часть содержит большое количество БЮ2 и может быть использована в качестве строительного песка.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Гришин И.А., Чижевский В.Б. 'Роль форм закрепления собирателя при флотации кианита / тезисы докладов юбилейных плаксинских чтений ''Развитие идей И.Н. Плаксина в области обогащения полезных ископаемых и гидрометаллургии'', М., октябрь 2000.

2. Гришин И.А., Дегодя ЕЮ. 'Особенности разделения труднообогатимой кианитовой руды в гидро-

циклонах с различным углом конусности' / труды междунар. совещания '' Научные основы и прогрессивные технологии переработки труднообога-тимых руд и техногенного сырья благородных металлов (Плаксинские чтения)'', Екатеринбург, 2001.

3. Шохин В.Н, Лопатин А.Г. Ггравитационные методы обогащения'' / М.: 'Недра', 1993.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Гришин И.А - Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.