CC BY
46
© В.А. Куппссв, Ю.И. Кондратьев, 2007
УДК 622.342:622.75/.77
В.А. Куппеев, Ю.И. Кондратьев
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ ПЕСКОВ С ИХ ПРОМЕЖУТОЧНЫМ ОБЕЗВОЖИВАНИЕМ
Семинар № 24
Технологические схемы обогащения золотосодержащих песков с их промежуточным обезвоживанием, реализуемые на промывочном приборе [1], представлены на рис. 1 и 2. На рис. 1 показана схема для конвейерно-скрубберного, а на рис. 2 - для гидроэлеваторного варианта исполнения прибора.
При конвейерной подаче исходные пески поступают в загрузочный бункер, а оттуда - в скрубберный агрегат, где осуществляется их дезинтеграция и грохочение на фракции +20 и -20 мм при соотношении Ж:Т = (812): 1. Секундный расход воды при этом составляет 80 - 120 л. Галя размером +20 мм, обезвоженная в сеющем ставе скруббера, подается посредством стакера в отвал, а пески крупностью -20 мм поступают в спиральный классификатор, где происходит их промежуточное обезвоживание. Вода из классификатора, загрязненная взвесью мелких породных частиц, направляется в технологический водоем для очистки и оборотного водоснабжения, а обезвоженные пески поступают в смеситель для вторичного разжижения свежей водой до соотношения Ж:Т = (6-10): 1, при этом секундный расход воды составляет 40-60 л. Пульпа, образовавшаяся при вторичном разжижении, подается самотеком в отсадочные машины МОД-3, где при оптимальной для из-
влечения мелкого и тонкого золота скорости движения потока происходит разделение песков на фракции крупностью -20+3 мм и -3 мм. Пески фракции -20+3 мм из отсадочных машин поступают на плоский виброгрохот обезвоживателя, а с него - на стакер и вместе с галей выкладываются в отвал. Обогащенная фракция -3 мм с отсадочных машин поступает самотеком на концентрационные столы и перечищается. Отделенные на столах эфеля крупностью -3 мм вместе с водой сбрасываются в хвостохрани-лище, а золото-концентрат собирается в контейнеры и направляется на шлихообогатительную фабрику.
При гидравлической подаче (рис. 2) исходные пески подают в бункер гидроэлеватора на первичную дезинтеграцию и крупное грохочение (150 мм), а оттуда - в головной шлюз скрубберного агрегата, где происходит улавливание самородков. В скруббере осуществляется дополнительная дезинтеграция песков и их грохочение на фракции + 20 и -20 мм. Дальнейшая схема полностью повторяет схему обогащения при конвейерной подаче песков.
Съем золота осуществляется на четырех агрегатах прибора: на головном самородкоулавливающем шлюзе (при гидроэлеваторной подаче песков), на загрузочной стороне корыта классификатора, на сетке отсадочной
Рис. 1. Технологическая схема промывки золота с промежуточным обезвоживанием песков при их конвейерной подаче
машины и на концентрационных столах. Съем золота на концентрационных столах осуществляется непрерывно, на головном шлюзе - 2-3 раза в неделю, на классификаторе - 1 раз в неделю (на этих агрегатах - во время междусменных планово-предупредительных работ), на сетке отсадочных машин - при генеральном съеме
золота по завершении промывочного сезона или при перемещении прибора на новую приборостоянку, т.е. дополнительных простоев прибора съем золота не вызывает.
Для ведения описанного технологического процесса на разработанном приборе необходимо два оператора в смену.
Частичное грохочение и дезинтеграция на гидроэлеваторе
+150 мм -150 мм
валуны в отвал
Дополнительная дезинтеграция и грохочение на головном шлюзе глубокого наполнения и скруббере
+20 мм галя
обезвоженная в отвал
-20 мм
Обезвоживание в классификаторе
Эфеля
обезвоженные
Разжижение свежей водой
I
Обогащение в отсадочной машине
+3-20 мм
Обезвоживание на виброгрохоте
т
Вода на очистку и оборотное водоснабжение
т
В галеэфель-ный отвал
Эфеля обезвоженные в отвал
Эфеля необез-воженные в хвостохра-килище
-3 мм
Перечистка на концентрационном столе
Концентрат на доводку
Рис. 2. Технологическая схема промывки золота с промежуточным обезвоживанием песков при их гидроэлеваторной подаче
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Патент РФ 2059441. Устройство для добычи россыпных металлов / Аренс В.Ж., Куппеев В.А., Перетятько Ю.А., Куппеев Б.А. // БИ, 1996. - №13. ШИН
— Коротко об авторах
Куппеев В.А. - кандидат технических наук, старший научный сотрудник,
Кондратьев Ю.И. - доктор технических наук, профессор,
Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет).
-------------------------------------- © В.Н. Лыгач, Г.В. Ладыгина,
В.Д. Саморукова,
А.Н. Косьмина, И.С. Бармин, 2007
УДК 622.364:622.7
В.Н. Лыгач, Г.В. Ладыгина, В.Д. Саморукова,
А.Н. Косьмина, И.С. Бармин
ОСОБЕННОСТИ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА И ОБОГАТИМОСТИ БЕДНЫХ АПАТИТ-ШТАФФЕДИТОВЫХ РУД СПЕЦОТВАДА КОВДОРСКОГО ГОКа
Семинар № 24
Настоящие лабораторные исследования являются продолжением ранее выполненных научно-исследовательских и опытных работ по изучению обогатимости и разработки технологии обогащения апа-тит-штаффелитовых руд (АШР) Ков-дорского месторождения.
Лабораторная технологическая проба апатит-штаффелитовых руд спецотвала (АШР-Л-1/СО-1) по минеральному составу отличается от изучаемых ранее, прежде всего, низким содержанием фосфатных минералов, при этом в исследуемой пробе апатит (11,9 %) преобладает над штаффели-том (9,8 %).
По данным оптических наблюдений и результатам рентгено-фазо-вого анализа в состав исследуемой пробы входят широкий набор следующих минералов: апатит, фран-колит, диоксид, полевые шпаты (альбит, ортоклаз), нефелин, амфиболы, магнетит, вермикулит, биотит, фло-гонит, кальцит, кварц, каолинит, гидрослюды, гетит, форстерит, бад-делит, сфен и другие ещё более редкие минералы. Основными фосфатными минералами в изучаемой пробе являются апатит и франколит (штаффелит).
Апатит - Са3(РО4)10[Р1ОН) - представлен фторгидроксил-апатитом. В рыхлой разновидности он чаще всего находится в виде отдельных зерен, размеры которых колеблются от 0,01 до 1 мм. Зерна апатита, как правило, бесцветны, если не покрыты пленками гидроокислов железа.
Штаффелит -
Саю[Р04]б[Ре2 ,(С0з),(0Н)2-0]. Данный фосфат относится к фтор-гидроксил-карбонат-апатиту. Содержание пяти-окиси фосфора колеблется в нем от 37,6 до 38,5 %.
По литературным данным штаффелит Ковдорского апатит-штаффе-литового месторождения характеризуется наличием фтора (1,86-3,25 %), карбонатной группы (1,4-3,5 %), окиси железа (0,08-0,23 %), окиси алюминия (0,3 %), окиси магния (0,1-0,29 %). Штаффелит выделен игольчатый (мелкокристаллическая разновидность минерала) и микрозернистый. Он образует в плотных разностях кусков радиальнолучистые сростки игольчатых кристаллов, которые слагают корочки, прожилки и почковидные образования, часто являющиеся цементом. Микрозернистый штаффелит находится в тесном срастании с тонкодисперсным материалом - вермикули-
том, различными глинистыми минералами, гидрогетитом, лимонитом и др. Основная часть его уходит в хвосты.
В отличие от ранее изученных проб АШР - первая проба спецотвала АШР-Л-1/СО-1, характеризуется весьма низким содержанием полезного компонента - пятиокиси фосфора (7,97 %), но высоким содержанием первичных шламов класс - 0,05 мм -31,26 %, а класс - 0,037 мм - 27,38 %.
Основное место в пробе занимают минералы фенитов: полевые шпаты (22,8 %) и пироксены (17,5 %). Во всех классах крупности данной пробы отмечено присутствие кальцита (3,9 %). Глинистые минералы в изучаемой пробе представлены, в основном, каолинитом (4,7 %). Основная его часть сосредоточена в первичных и вторичных шламах. В исследуемой пробе содержание слюд значительно ниже, чем в пробах, изучаемых ранее.
В основу технологии обогащения изучаемой пробы руды была положена ранее разработанная магнитнофлотационная схема обогащения с предварительной промывкой дробленой руды, удалением первичных шламов, измельчением мытой руды, выделением магнетитового концентрата, удалением вторичных шламов из немагнитной фракции, флотацию с получением фосфатного концентрата и хвостов.
По данным рентгено-структурного анализа установлено, что первичные шламы на 45 % состоят из тонкодисперсной рентгеноаморфной фазы. По составу она в большинстве своем отвечает глинам и гидроокислам железа. Кроме того, первичные шламы содержат по 10 % апатита и гидрослюд, 8 % штаффелита, 9 % каолинита и др. Вторичные шламы, по данным рентгено-структурного анализа, состоят из полевых шпатов 15 %, апатита - 15 %, штаффелита - 13 %,
гидрослюд - 1 %, пироксенов - 9 %, каолинита - 6 %, кальцита - 5,8 % и рентгено-аморфной фазы - 12 %, которая, скорее всего, состоит преимущественно из полевого шпата и фосфатных минералов.
Полная раскрываемость зерен фосфатов наблюдалась при крупности -0,18 мм.
Основные исследования по флотации фосфатов были выполнены с использованием реагентов-собирателей мыла жирнокислотной фракции тал-лового масла и финского реагента-модификатора М-246, способствующего получению в процессе флотации нагруженной, легкоразрушаемой пены. В качестве регуляторов среды использовалась сода в присутствии жидкого стекла.
Основным отличием и трудностью при изучении обогатимости технологической пробы АШР-Л-1/СО-1 от ранее выполненных исследований по обогатимости апатит-штаффелитовых руд Ковдорского массива, явилось присутствие в данной пробе кальцита, что вызывало определенные трудности при получении фосфатных концентратов.
Химический и минералогический анализ фосфатных концентратов, полученных при флотации фосфатов из обесшламленной НМФ в замкнутом цикле по классической схеме флотации №1, показал, что
- массовая доля Р2О5 в фосфатном концентрате 1 цикла составляла
36,5 % Р2О5, а к пятому циклу снижалась до 34,3 % Р2О5, этот фосфатный концентрат содержал 43-45% апатита, 43-45 % штаффелита, 14% кальцита (карбонаты) и ед. зерна пироксенов, форстерита и тяжелых металлов (бадделеита, пирохлора, пе-ровскита). В фосфатном концентрате отсутствовали полевой шпат и нефелин.
- Таким образом, было установлено, что снижение качества фосфатных концентратов 5-го цикла произошло за счет высокого содержания в них кальцита. Учитывая известные трудности в разделении фосфатных минералов и кальцита, а также то обстоятельство, что штаф-фелит, в основном, флотируется с меньшей скоростью, чем апатит (поэтому он больше концентрируется в продуктах обогащения по фронту флотации, т.е. в контрольных операциях) была усовершенствована технологическая схема флотации. Схема включает основную, две контрольные, четыре перечистные операции флотации и новую операцию - дофлота-цию. Питанием последней являются пенные продукты первой и второй контрольных операций и промежуточный продукт первой перечистной флотации. В результате проведения операции дофлотации получается пенный продукт дофлотации и отвальные хвосты 2. При этом пенный продукт дофлотации, содержащий
25,5-26,5 % Р2О5 ,объединяется с промежуточными продуктами 2-й, 3-й и 4-й перечистных операций, содержащих 20,5-24,75 % Р2О5, после чего они направляются в голову основной флотации. Следовательно, введение в технологическую схему обогащения бедной апатито-штаффелито-вой руды спецотвала, операции дофлотации, обеспечивает, во-первых, проведение перечистных операций фактически в открытом цикле, во-вторых, не допускает снижения содержания Р2О5 как в основной флотации, так и в перечистных операциях, в-третьих, снижает потери штаф-фелита за счет уменьшения шламооб-разования, по сревнению с прежней циркуляцией промпродуктов и пенных продуктов контрольных операций, и, в-четвертых, выводит из про-
цесса бедную фосфором твердую фазу пульпы в отвал.
Показатели процесса флотации фосфорсодержащих минералов обеспечивались использованием реагентов при следующих расходах: сода до рН
8,5-9, жидкое стекло (250 - 500 г/т); собиратель ЖКТМ (мыло жирнокислотной фракции таллового масла хвойных пород древесины) 250 - 350 г/т; регулятор пены - М-246 (25 -100 г/т).
Исследования показали, что из изучаемой бедной рыхлой руды пробы АШР-Л-1/СО-1, содержащий 7,97 % Р2О5 и 10,28 % Ре203 общ. по комбинированной технологии с двумя стадиями обесшламливания (первичным и вторичным) получены:
1. по классической схеме флотации №1:
- апатит-штаффелитовый концентрат с содержанием 34,2 % Р2О5 и 0,98 % Ре203 общ. при извлечении 46,9 % Р2О5 от исходной руды. Выход концентрата составил 11,52 % от руды;
- магнетитовый концентрат
91.5 % Ре203 общ. при извлечении 27,80 % Ре203 общ и выходе 3,12% от исходной руды;
- первичные шламы (крупностью
-0,037 мм), содержащие 6,8 %
Ре203общ при выходе 27,38 % и извлечении Р2О5 23,37 % от руды;
- вторичные шламы (крупностью -0,037мм), с содержанием Р2О5 -
11.6 % и 6,65 % Ре203 общ. при выходе 16,33 % и извлечении Р2О5 -
22,49 % от исходной руды;
- хвосты флотации (крупностью -0,18 мм), содержащие 1,46 % Р2О5 и 8,17 % Ре203 общ при выходе 41,65 % и извлечении Р2О5- 7,24 % от руды;
2. по усовершенствованной схеме флотации №2:
- апатит-штаффелитовый (фосфатный) концентрат с содержанием 36,2 %
Р2О5 и 0,5 % Ре2О3 общ. при извлечении 46 % Р2О5 от исходной руды. Выход фосфатного концентрата составил 10,71 % от руды;
- хвосты флотации (крупностью -0,18 мм), содержащие 1,61 % Р2О5 и 8,15 % Ре2О3 общ при выходе 42,46 % и извлечении Р2О5- 8,11 % от руды;
- магнетитовый концентрат с содержанием 91,5 % Ре2О3 общ. при извлечении 27,80 % Ре2О3 общ. и выходе 3.12 % от исходной руды;
- первичные шламы (крупностью -0,037 мм), содержащие 6,8 % Р2О5 и 10,3 % Ре2О3общ при выходе 27,38 % и извлечении Р2О5 23,37 % от руды;
- вторичные шламы (крупностью -0,037 мм), с содержанием Р2О5 -
11,6 % и 6,65 % Ре2О3 общ. при выходе 16,33 % и извлечении Р2О5 -
22,49 % от исходной руды.
С целью снижения потерь пяти-окиси фосфора со вторичными шла-мами (-0,037 мм) были проведены исследования по разработке технологии флотации фосфатов (апатита и штаф-фелита) в присутствии вторичных шламов. В результате выполненных исследований на данном этапе из бедной рыхлой руды пробы АШР-Л-1/СО-1 (7,97 % Р2О5 и 10,28 % Ре2О3 общ.) по комбинированной технологической схеме, предусматривающей вовлечение вторичных шламов в процесс по усовершенствованной схеме флотации №2, получены:
- фосфатный концентрат, содержащий 34,2 % Р2О5 и 0,7 % Ре2О3 общ. при извлечении 62,54 % Р2О5 и выходе 15,41 % от исходной руды;
- магнетитовый концентрат с содержанием 91,5 % Ре2О3 общ. при извлечении 27,80 % Ре2О3 общ. и выходе 3.12 % от руды;
- первичные шламы (-0,037 мм), содержащие 6,8 % Р2О5 и 10,3 % Ре2О3общ при выходе 27,38 % и из-
влечении Р2О5 23,37 % от исходной руды;
- хвосты флотации, содержащие 2,08 % Р2О5 и 8,31 % Ре2О3 общ при выходе 54,09 % и извлечении Р2О5- 14,09 % от руды.
Из приведенных данных видно, что вовлечение вторичных шламов в процесс флотации позволяет существенно, почти на 15 % повысить извлечение Р2О5 в фосфатный концентрат, однако его качество было на уровне
34,2 % Р2О5. Необходимо также отметить, что ценообразование по всем стадиям флотационного процесса было удовлетворительным и не вызвало проблем, а извлечение Р2О5 в концентрат составляло во всех случаях 85-86 % от операции.
С целью повышения качества фосфатного концентрата (до 36-36,5 % Р2О5) исследования по вовлечению в процесс флотации вторичных шламов, в дальнейшем, должны быть продолжены, в частности, по корректировке расхода реагентов и точек возврата промежуточных продуктов.
Анализируя полученные результаты исследований по обогатимости бедной рыхлой руды пробы АШР-Л-1/СО-1 (спецотвала), можно сделать следующие выводы: изучаемая проба бедной рыхлой руды (7,97 % Р2О5 и 10,28 % Ре2О3 общ.) является первой технологической пробой, отобранной из спецотвала. Она поддается обогащению по ранее разработанной для АШР комбинированной магнитнофлотационной технологии с двумя стадиями обесшламливания, предусматривающими удаление из руды первичных шламов (-0,037 мм) при промывке и классификации мытой руды и вторичных (-0,037 мм) шламов из немагнитной фракции измельченной мытой руды (-0,18+0 мм) перед флотацией фосфатов. Однако, из-за
специфических особенностей вещественного состава пробы, извлечение Р2О5 в фосфатный, кондиционный концентрат не превышает 46,9% от исходной руды. В связи с этим переработка указанной бедной пробы АШР спецотвала по ранее разработанной магнитно-флотационной технологии самостоятельно вряд ли целесообразна. Она может быть вовлечена в промышленное освоение, по-видимому, при совместной переработке с другими типами АШР. Однако, для определения оптимального соотношения составляющих компонентов в исходной шихте, направляемой на переработку, и конечных оптимальных показателей обогащения
1. Лыгач В.Н., Рябов Ю.В., Ноздря
В.И., Моисеева Р.Н., Ладыгина Г.В. и др. «Разработка в лабораторном масштабе эффективной технологии обогащения апатит-штаффелитовой руды Ковдорского месторождения». Отчет, Фонды ФГУП ГИГХСа, Люберцы, 2003 г.
2. Смирнов Ю.М. и др. «Вещественный состав и обогатимость двух проб апатито-штаффелитовых руд Ковдорского массива». Отчет, Фонды ГИГХСа, Люберцы, 1973 г.
такой шихты, требуется проведение дополнительных исследований.
Необходимо также продолжить научно-исследовательские работы по совершенствованию флотационной схемы и реагентного режима флотации, обеспечивающего разделение (апатита и щтаффелита) от кальцита в присутствии вторичных шламов, для получения фосфатных концентратов более высокого качества (36-36,5 % Р2О5).
Таким образом, проведенные исследования показали, что из изученной руды пробы АШР-Л-1/СО-1 возможно получение апатит-штаффели-тового концентрата от 34,2 % до
36,2 % при извлечении Р2О5 46,9 % до 62,54 % [2].
-------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
3. Кампель Ф.Б., Федоров С.А., Новожилова В.В., Бармин И. С., Лыгач В.Н. «О вовлечении в промышленное использование месторождения фосфатных апатит-штаффелитовых руд». Горный журнал, 2002 г., специальный выпуск.
4. Технологический регламент для про-
ектирования комплекса по обогащению апа-тит-штаффелитовой руды Ковдорского месторождения, Ковдор 2004 г., Фонды
ФГУП ГИГХСа, Люберцы, 2004 г. ШИН
— Коротко об авторах------------------------------
Лыгач В.Н., Ладыгина, Г.В., Саморукова В.Д. - ГИГХС, Косьмина А.Н. - МГГУ,
Бармин И.С. - ОАО Ковдорский ГОК.
389
