CC BY
22
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2020;(1):149-159 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.765.4 DOI: 10.25018/0236-1493-2020-1-0-149-159
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ РЕАГЕНТНЫХ РЕЖИМОВ ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ФОСФАТНЫХ МИНЕРАЛОВ ИЗ ТОНКИХ КЛАССОВ РУД И ТЕХНОГЕННЫХ ПРОДУКТОВ
И.С. Бармин1, В.В. Морозов2, В.В. Поливанская2
1 ОАО «Минерально-химическая компания «ЕвроХим»», Москва, Россия 2 НИТУ «МИСиС», Москва, Россия, e-mail: [email protected]
Аннотация: Существенные потери пятиокиси фосфора при обогащении апатит-штаффелито-вых руд и лежалых хвостов обусловлены низким извлечением фосфатных минералов из тонких классов. Причиной потерь тонких классов фосфатных минералов является их неселективная флокуляция с породообразующими минералами, протекающая как в операции сгущения, так и непосредственно в объеме флотационных машин. Для повышения извлечения мелких классов фосфатных минералов необходимо создание условий для их извлечения из флокул с породообразующим минералами и интенсификации селективной флокуляции. Для снижения потерь тонких классов фосфатных минералов предложено применение операции кондиционирования сгущенных шламовых продуктов апатитсодержащих руд и обогащаемых лежалых хвостов с применением смесей реагентов-диспергаторов. Показано, что применение жидкого стекла и каустической соды обеспечивает десорбцию 46—56% флокулянта с поверхности фосфатных минералов и приводит к ослаблению процесса неселективной вторичной флокуляции. Результатами технологических исследований показано, что применение операции предварительного кондиционирования шламового продукта апатит-штаффелитовых руд с использованием жидкого стекла и каустической соды увеличивает извлечение пятиокиси фосфора при флотации на 1,4% с повышением качества концентрата на 0,5%. В аналогичной операции предварительного кондиционирования шламового класса измельченных песков при обогащении лежалых хвостов техногенного месторождения в качестве реагентов-дис-пергаторов использовали сульфит-спиртовую барду, кальцинированную соду и Неонола АФ 9—8 (при расходе 60—85 г/т). Результаты испытаний показали, что применение операции предварительного кондиционирования сгущенного продукта увеличивает извлечение пяти-окиси фосфора при флотации на 1,5% при повышении качества апатитового концентрата на 0,35%.
Ключевые слова: апатитсодержащие руды, лежалые хвосты, шламы, сгущение, дефлокуля-ция, реагенты-диспергаторы, десорбция, флотация.
Для цитирования: Бармин И. С., Морозов В. В., Поливанская В. В. Совершенствование реа-гентных режимов для извлечения фосфатных минералов из тонких классов руд и техногенных продуктов // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2020. - № 1. - С. 149-159. DOI: 10.25018/0236-1493-2020-1-0-149-159.
© И.С. Бармин, В.В. Морозов, В.В. Поливанская. 2020.
Improvement of reagent regimes to recover phosphate minerals from fine ore and waste
I.S. Barmin1, V.V. Morozov2, V.V. Polivanskaya2
1 JSC «Mineral and chemical company «EuroChem»», Moscow, Russia 2 National University of Science and Technology «MISiS», Moscow, Russia, e-mail: [email protected]
Abstract: Considerable loss of phosphoric anhydride in processing of apatite-shtaffelite ore and old tailings is conditioned by low recovery of phosphates from fines. The loss of phosphate fines is caused by their unselective flocculation with rock-forming minerals both at the stage of thickening and inside flotation machines. In order to increase the recovery of phosphate fines, it is necessary to create conditions for their extraction from floccules with rock-forming minerals and to stimulate selective flocculation. For the reduction in the loss of phosphate fines, it is suggested to treat thickened slimes of apatite-bearing ore and old tailings using mixtures of dispersion agents. It is shown that liquid glass and caustic soda ensure desorption of 46-56% of a flocculant from the surface of phosphate minerals and attenuate unselective secondary flocculation. The in-process tests prove that pre-treatment of apatite-shtaffelite ore slimes using liquid glass and caustic soda enhances flotation recovery of phosphoric anhydride by 1.4% with concentrate quality by 0.5% higher. The similar operation of pre-treatment of ground sand slimes during processing of old tailings used sulfite liquor, soda salt and agent Neonol-AF 9-8 as dispersion agents (at consumption of 60-85 g/t). The test results show that pre-treatment of the thickened product increases flotation recovery of phosphoric anhydride by 1.5% at the higher quality of apatite concentrate by 0.35%. Key words: apatite-bearing ore, old tailings, slimes, thickening, deflocculation, dispersion agents, desorption, flotation.
For citation: Barmin I. S., Morozov V. V., Polivanskaya V. V. Improvement of reagent regimes to recover phosphate minerals from fine ore and waste. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2020;(1):149-159. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236-1493-2020-1-0-149-159.
Введение
Анализ потерь при обогащении апа-тит-штаффелитовых руд показывает, что извлечение пятиокиси фосфора из тонких классов на 20—30% меньше, чем из классов средней крупности. Существенные потери тонких классов фосфатных минералов также характерны для процесса обогащения лежалых хвостов, при котором извлечение пятиокиси фосфора на 25—40% меньше, чем из классов средней крупности [1, 2]. Повышение показателей обогащения апатитсодержа-щих руд и техногенных продуктов требует оптимизации режимов подготовки и флотации апатита из тонких классов. Особенно актуальна задача для тонкозернистых хвостов, составляющих на сегод-
ня основную массу техногенного месторождения [3, 4].
Причиной потерь тонких классов фосфатных минералов при обогащении апа-титсодержащих руд и техногенных продуктов является их неселективная флокуляция, протекающая как в операции сгущения, так и непосредственно в объеме флотационных машин [5, 6]. Для повышения извлечения тонких классов фосфатных минералов необходимо создание условий для селективной флокуляции или их извлечение из флокул с породообразующими минералами [7, 8]. Наиболее эффективным подходом для решения задачи повышения скорости флотации шламовых классов апатита в этих условиях является создание условий для дефлоку-
ляции и последующей селективной фло-куляции зерен фосфатных минералов путем реагентного регулирования устойчивости флокул при помощи реагентов-диспергаторов [9, 10].
Важным аспектом при выборе реа-гентных режимов является обеспечение возврата в технологический процесс части реагентов с циркулирующими оборотными водами, вызывающими протекание процесса неселективной флокуля-ции во всех технологических операциях [11, 12].
Согласно представленной на рис. 1 схеме, поставленная задача извлечения тонких классов фосфатных минералов может быть решена путем сгущения шламов в режиме селективной флокуля-ции (рис. 1, путь 1) или последовательным проведением процессов сгущения с применением флокулянтов и дефлоку-ляции сгущенного шламового продукта реагентами диспергаторами (рис. 1, путь 2, 3).
Первый прием находит применение в схеме подготовки к флотационному обогащению лежалых хвостов, где в силу малого содержания фосфатных минералов главной задачей является первоначальный сброс основной массы породообразующих минералов уже в операции сгущения — обесшламливания. Второй прием характерен для схемы обогащения апатит-штаффелировых руд, где главной задачей является обеспечение требуемой селективности флотационного процесса, достигаемого путем диспергирования (дефлокуляции) не селективно сгущенного продукта.
Методики исследований
и применяемое оборудование
Исследование процесса десорбции флокулянта проводилось методом ИК-спектроскопии. Для снятия ИК-спектров в работе применялся изготовляемый серийно двухлучевой отечественный при-
Рис. 1. Принципиальная схема подготовки шламового класса апатитсодержащих руд и продуктов к флотации с использованием эффекта селективной флокуляции
Fig. 1. Schematic diagram of the preparation of the thin classes of the apatite-containing ores and products for flotation with the use of the effect of selective flocculation
бор ИКС-14А, предназначенный для регистрации спектров поглощения в области волновых чисел от 500 до 400 см-1. Методика исследований описана в работе [13].
Исследование процессов сгущения, дефлокуляции и флотации апатитсодержащих руд и техногенных продуктов проводилось на специальном и типовом лабораторном оборудовании, включающем многоячеечный седиментационный анализатор и механические флотомашины 136А-ФЛ, 137-ФЛ, 189-ФЛ по стандартной схеме с реагентным кондиционированием, основной и контрольной операцией, тремя перечистками концентрата. Исследования проводились на фабричных реагентах с автоматизированной подачей собирателя на флотацию.
Анализ содержания пятиокиси фосфора в руде и продуктах обогащения про-
Таблица 1
Влияние расхода реагентов-диспергаторов на долю десорбируемого флокулянта Effect of consumption of chemicals-dispersant share desorbed flocculant
Режим А ДАд;%
Контр. опыт: расход флокулянта 10 г/т 10 0,0
После промывки: водой, 1:1 8,35 16,5
При расходе КС — 400 г/т 6,4 36,0
При расходе ЖС — 400 г/т 6,5 35,0
При расходе КС и ЖС (200+200 г/т) 5,4 46,0
При расходе КС и ЖС по 300 г/т 4,8 52,0
При расходе КС и ЖС по 400 г/т 4,4 56,0
водили по соответствующей отраслевой методике, предусматривающей осаждении фосфора в виде фосфорномолибде-нового комплекса. Концентрации флотационных реагентов определяли кондук-тометрическим методом.
Укрупненные лабораторные исследования проводились на непрерывной флотационной установке на Ковдорском ГОКе.
Промышленные испытания — на действующей фабрике Ковдорского ГОКа.
Применение композиций реагентов-диспергаторов для снижения потерь фосфатных минералов из тонких классов апатитсодержащих руд и техногенного сырья
При флотации апатитсодержащих руд и техногенных продуктов применяется технологическая схема, включающая операции сгущения шламовых классов и флотации. Дефлокуляция сгущенного шламового класса в процессе флотации достигается интенсивным механическим перемешиванием.
Однако, вследствие присутствия на поверхности минералов молекул флоку-лянта, во флотационной машине протекает интенсивный процесс неселективной вторичной флокуляции [7, 9]. Для снижения интенсивности вторичной фло-куляции разделяемых при флотации минералов после механического дисперги-
рования сгущенных шламов необходимо удалить с поверхности флокулянт [14].
Для этого в процесс подают реагенты-депрессоры с сильным диспергирующим действием или органические реагенты-регуляторы коллоидно-дисперсного состояния.
Результаты проведенных опытов показали, что применяемые реагенты — каустическая сода (КС) и жидкое стекло (ЖС) — обладают сильной десорбирую-щей способностью по отношению относительно к флокулянту «Праестол 2530». Так, при расходе реагентов 400 г/т удаляется 36 и 35% флокулянта (табл. 1).
При совместном использовании дис-пергаторов наблюдается синергетиче-ский эффект, приводящий к существенно большему удалению флокулянта (46%) с поверхности шламового класса при одинаковом суммарном расходе (табл. 1). Однако повышенные расходы каустической соды и жидкого стекла негативно сказываются на показателях флотации вследствие ухудшения адсорбции на фосфатных минералах жирнокислотного собирателя. Поэтому для эффективной десорбции флокулянта с поверхности минералов необходимо применить специальные режимы обработки, обеспечивающие снижение концентрации реаген-тов-диспергаторов во флотации [15].
Для достижения задачи разрушения неселективных флокул без нарушения
Измельчение
Диспергаторы
Собиратель
Классификация
Флокулянт
V
Сгущение -обесшламливание 1
\ Г
Диспергирование
Флотация
Шламы
Концентрат Хвосты v
Рис. 2. Схема подготовки измельченной руды к флотации с кондиционированием сгущенного шламового продукта
Fig. 2. Scheme of preparation of the crushed ore to flotation using conditioning of thickened slurry product
режима флотации фосфатных минералов было предложено обрабатывать сгущенный шламовый продукт реагентами-дис-пергаторами с необходимым расходом (600—800 г/т) в отдельной операции. Затем проводится объединение песко-вого и дефлокулированного шламового продуктов, в объединенный продукт подаются остальные реагенты — собира-
а) юо
тель и регулятор вспенивания, и пульпа направляется на флотацию (рис. 2).
Концентрация реагентов-депрессоров при объединении сгущенного шламового и пескового продуктов в питании флотации снижается в 2—3 раза в силу разбавления. Концентрация каустической соды и жидкого стекла после объединения продуктов составляет 300—400 г/м3,
б)
40
38
36
34
1 ► 1 12
100 200 300 400 500 600 700 800
100 200 300 400 500 600 700 800
Расход ЖС + КС, г/т Расход ЖС + КС, г/т
Рис. 3. Зависимости извлечения (а) и массовой доли (б) пятиокиси фосфора в концентрате при флотации шламового класса апатит-штаффелитовых руд от расхода жидкого стекла и каустической соды в операции диспергирования с использованием в операции сгущения флокулянта: 1 — «Пра-естол-2530»; 2 — «Праестол-2540»
Fig. 3. Dependences of the content (a) and recovery (b) of phosphorus pentoxide in concentrate during flotation of sludge product of apatite-staffelite ores on the flow rate of liquid glass and caustic soda in the deflocculation after thickening with the use of flocculant: 1 — «Praestol-2530»; 2 — «Praestol-2540»
что соответствует режимной карте процесса флотации апатитсодержащих руд.
Результаты экспериментов показали, что применение диспергаторов в операции предварительного кондиционирования шламового класса обогащаемых апатит-штаффелитовых руд повышает извлечение пятиокиси фосфора при флотации (рис. 3, а). Тонкие классы породных минералов при этом флотируются существенно медленнее, что обеспечивает повышение качества получаемого при обогащении апатитового концентрата (рис. 3, б).
Полученные результаты (повышение извлечения и содержания пятиокиси фосфора на 2,5—3%) доказали эффективность выбранной схемы и реагентного режима кондиционирования шламового продукта апатит-штаффелитовых руд перед флотацией (рис. 3). Сравнение показателей при применении флокулянтов «Праестол-2530» и «Праестол-2540» показало, что выбранный режим обработки сгущеного шламового класса позволяет обеспечить требуемые результаты флотации при использовании флокулян-тов различной силы.
Применение композиций реагентов-диспергаторов для снижения потерь апатита из тонких классов лежалых хвостов
При переработке Ковдорских лежалых хвостов применяется схема, которая предполагает сгущение и дешламацию доизмельченных песков и флотацию из них фосфатных минералов. При сгущении и флотации шламовых классов лежалых хвостов основными применяемыми реа-гентами-диспергаторами являются кальцинированная сода и сульфит-спиртовая барда [1, 16].
Сульфит-спиртовая барда (ССБ) представляет собой смесь аммониевых солей лигносульфоновых кислот и является реагентом-депрессором кальцита [16].
Часть лигносульфонатов в присутствии ионов кальция, вступающим во взаимодействие с сульфо- и фенольными гид-роксигруппами, переходит в нерастворимое коллоидное состояние.
Сульфит-спиртовая барда относится к гидрофилизующим стабилизаторам минеральных суспензий, которые, адсор-бируясь на частицах, удерживают вблизи себя достаточно толстые слои воды. При флотации апатита этим предотвращается его неселективная флокуляция и коагуляция с породными минералами. Однако необходимо усилить диспергирующее действие ССБ на неселективно сфлокули-ровавшиеся шламовые классы песков.
Апробированным приемом регулирования состояния дисперсных систем является применение специальных ПАВ — Неонолов [2]. Добавление неионогенно-го ПАВ усиливает диспергирующее действие смеси ССБ и каустической соды. Другим свойством неонолов является увеличение растворимости смолистых органических компонентов ССБ и стабилизация ими двухфазных систем депрессор — вода [17].
Параметром, характеризующим дисперсионную устойчивость шламовых классов твердой фазы, являются выход и состав продукта, извлекаемого в слив операции сгущения — дешламации. Совместное добавление ССБ, каустической соды и Неонола АФ 9-8 ведет к повышению устойчивости тонких классов. При этом наблюдается снижение массовой доли пятиокиси фосфора в не сгущенных шламовых классах, удаляемых из питания флотации.
Результаты проведенных при фиксированном времени осаждения (15 с) и при переменных расходах реагентов технологических исследований процесса сгущения — дешламации доизмельченных песков показали, что добавление Неонола АФ 9-8 при расходе от 60 до 80 мг/л при концентрации ССБ 500 мг/л ведет
^—4 1
40 60 80 100 0 20 40 60 80 100
Расход Неонола, мг/л Расход Неонола, мг/л
Рис. 3. Влияние концентрации Неонола АФ 9—8 на выход (а) и на массовую долю пятиокиси фосфора в удаляемых шламовых классах (б): 1 — без подачи ССБ; 2 — при расходе ССБ 300 мг/л; 3 — при расходе ССБ 500 мг/л
Fig. 3. Effect of concentration of Neonol AF 9—8 on the output (a) and the content of phosphorus pentoxide in removed slurry classes (b): 1 — without filing the sulfite-alcohol barda (SAB); 2 — at a rate SAB of 300 mg/l; 3 — at a rate SAB of 500 mg/l
к максимальной степени стабилизации шламовых фракций (увеличению выхода твердого со сливом дешламации) (рис. 3, а). При этом происходит диспергирование преимущественно шламовых классов породных минералов, о чем говорит уменьшение массовой доли пятиокиси фосфора в сливе операции сгущения — дешламации (рис. 3, б).
Максимальный выход шламовых классов доизмельченных песков достигается при концентрации Неонола АФ 9-8 от 70 до 85 мг/л, а минимальная массовая доля пятиокиси фосфора — при концентрации Неонола АФ 9-8 от 60 до 80 мг/л (рис. 3, б).
Полученные результаты определили оптимальный интервал расходов реагента «Неонол 9-8» от 60 до 85 мг/л для эффективной стабилизации шламовых классов с применением в качестве реагента-депрессора породных минералов ССБ.
Использование операции предварительного кондиционирования шламовых классов лежалых хвостов позволило существенно снизить эффект неселективной флокуляции и достичь дополнительного удаления около 5% ошламованных
породных минералов в слив. Результаты флотационных экспериментов показали, что комбинированная подача ССБ, кальцинированной соды и Неонола АФ 9-8 в сгущенный шламовый продукт схемы переработки лежалых хвостов обеспечивает эффективное извлечение тонких классов апатита и позволяет повысить на 3—4% извлечение пятиокиси фосфора из тонкозернистых и ошламованных хвостов (рис. 4, а). При этом за счет сброса обедненных шламовых классов породообразующих минералов и улучшения условий их депрессии при флотации удается повысить содержание пятиокиси фосфора в товарном концентрате на 1,0—1,5% (рис. 4, б).
Промышленная апробация режимов сгущения, дешламации и диспергирования шламовых продуктов
Технологические исследования процессов обогащения апатит-штаффелито-вых руд с применением технологии сгущения и флотации шламовых классов производились на Ковдорском ГОКе. Используемая при испытаниях технологическая схема включала операции дробле-
300 400 500 600 700 100 200 300 400 500
Расход ССБ и КС, г/т Расход ССБ и КС, г/т
Рис. 4. Зависимости извлечения (а) и массовой доли пятиокиси фосфора (б) в апатитовом концентрате от расхода ССБ и кальцинированной соды в операцию диспергирования шламововых классов доизмельченных хвостов: 1 — при подаче 80 г/т Неонола АФ 9-8; 2 — без подачи Неонола АФ 9-8 Fig. 4. Dependences of recovery (a) and content of phosphorus pentoxide (b) in apatite concentrate on the consumption of SAB and soda ash in the operation of dispergation of sludge classes of stale tails: 1 — when feeding 80 g/t of Neonol AF 9-8; 2 — without feeding Neonol AF 9-8
ния, отмывки и классификации руды, магнитного и флотационного обогащения.
При проведении технологических исследований были опробованы две схемы подготовки и обогащения руды. При использовании базовой схемы сгущенный шламовый продукт направляли непосредственно на флотацию после объединения с песками классификации. По новой, предлагаемой схеме сгущенные шламы поступали на операцию кондиционирования (дефлокуляции) с диспер-гаторами, после чего объединялись с песками классификации и направлялись на совместную флотацию.
При проведении исследований в базовой серии использовался стандартный реагентный режим. При проведении испытаний по разработанной схеме расходы основных реагентов превышали базовый уровень на 5—7%. Флотационные исследования проводились на укрупненной измельчительно-флотационной установке Ковдорского ГОКа.
Результаты проведенных промышленных испытаний показали, что применение операции кондиционирования сгущенных шламов с реагентами-диспергато-рами (кальцинированной содой и жидким стеклом) обеспечивает повышение
Таблица 2
Показатели флотации ошламованных лежалых хвостов с применением операции диспергирования сгущенного продукта
Indicators of old flotation tailings with the use of the operation of dispersing the thickened product
Параметры Схемы
без кондиционирования сгущенного шламового продукта с кондиционированием сгущенного шламового продукта
Массовая доля пятиокиси фосфора в питании флотации,% 12,25 12,20
Массовая доля пятиокиси фосфора в апатитовом концентрате,% 38,15 38,5
Извлечение пятиокиси фосфора в апатитовый концентрат,% 57,4 58,9
содержания пятиокиси фосфора в апатитовом концентрате с 37,1 до 37,8% и увеличение извлечения с 70,1 до 71,5%. Анализ результатов позволил рекомендовать разработанный режим подготовки измельченной руды к флотации для проведения промышленных испытаний.
Проведенными промышленными испытаниями было установлено, что разработанная технология обогащения апа-тит-штаффелитовых руд, которая включала разделение измельченной руды на песковую и шламовую часть, сгущение шламов с применением анионного фло-кулянта «Праестол 2540», обработку сгущенного продукта каустической содой и жидким стеклом, объединение и флотацию шламового и пескового продуктов, обеспечила суммарное увеличение извлечения пятиокиси фосфора из руды на 1,4% при повышении качества апатитового концентрата на 0,5%.
При испытаниях разработанной технологии подготовки сгущенного шламового продукта к флотации при переработке лежалых хвостов предложенная схема включала операции классификации и сгущения песков, дешламацию и флотацию. Слив операции классификации направлялся в сгуститель, где с использованием флокулянта получали сгущенный продукт высокой плотности и обедненные пятио-кисью фосфора тонкозернистые хвосты. Пески сгустителя направляли в чан, куда дозировали реагенты-диспергаторы — кальцинированную соду, ССБ и Неонол АФ 9-8. После проведения дефлокуляции сгущенный продукт направляли на флотацию. В качестве собирателя использовали жирнокислотную фракцию талового масла (ЖКТМ). Дополнительно в пульпу добавляли регулятор пенообразования М-246. В перечистные операции цикла флотации добавляли кальцинированную соду, ССБ и Неонол АФ 9-8.
Проведенными на обогатительной фабрике Ковдорского ГОКа промышлен-
ными испытаниями было показано, что разработанная технология обогащения апатит-штаффелитовых руд, предполагающая применение операции сгущения шламовых классов доизмельченных песков с применением анионного флокулянта «Праестол 2540» и диспергирования (дефлокуляции) полученного сгущенного шламового продукта с применением каустической соды и жидкого стекла, позволяет повысить извлечение пятиокиси фосфора из руды на 1,5% и качества апатитового концентрата на 0,35% (табл. 2). Расходы реагентов при проведении промышленных испытаний не изменились, было достигнуто сокращение их подачи на перечистные операции.
Заключение
Разработан режим операции кондиционирования сгущенных шламовых классов апатитсодержащих руд и техногенных продуктов с применением реагентов дис-пергаторов, обеспечивающих десорбцию 46—56% флокулянта с поверхности минералов и ослабление процесса неселективной вторичной флокуляции.
Показано, что применение операции предварительного кондиционирования шламового продукта схемы обогащения апатит-штаффелитовых руд, проводимой с использованием жидкого стекла и каустической соды при расходах 300—400 г/т, увеличивает извлечение пятиокиси фосфора в апатитовый концентрат при флотации на 1,5% с повышением качества концентрата на 0,35%.
Показано, применение операции предварительного кондиционирования шламового продукта схемы обогащения песков техногенного месторождения лежалых хвостов с использованием ССБ, кальцинированной соды и Неонола АФ 9—8 (при расходе 60—85 г/т) увеличивает извлечение пятиокиси фосфора при флотации на 1,5% с повышением качества концентрата на 0,35%.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Брыляков Ю. Е., Гершенкоп А. Ш., Лыгач В. Н. Современное состояние и основные направления развития технологии глубокой и комплексной переработки фосфорсодержащих руд // Горный журнал. — 2007. — № 2. — С. 30—38.
2. Туголуков А. В., Бармин И. С., Новожилова В. В. Брыляков Ю. Е. Исследование и оптимизация технологии флотационного обогащения руд Ковдорского апатит-штаффелитового месторождения // Горный журнал. — 2012. — № 10. — С. 71—76.
3. Santana R. C., Farnese A.C. C., Fortes M. C. B., Ataide C. H., Barrozo M.A.S. Influence of particle size and reagent dosage on the performance of apatite flotation // Separation and Purification Technology. 2008, Vol. 64, no 1, pp. 8—15.
4. Белобородов В. И., Захарова И. Б., Андронов Г. П. Перспективы развития фосфорсодержащей минерально-сырьевой базы ОАО «Ковдорский ГОК» // Горный журнал. — 2010. — № 9. — С. 73—77.
5. Hogg R., Bunnaul P., Suharyono H. Chemical and physical variables in polymer-induced flocculation // Mining, Metallurgy & Exploration, 1993, Vol. 10, no 2, pp. 81—85.
6. Небера B.П. Флокуляция минеральных суспензий. — М.: Недра, 1983. — 288 c.
7. Somasundaran P., Das K. K., Yu X. Selective flocculation // Current Opinion in Colloid & Interface Science, 1996, Vol. 1, no 4, pp. 530—534. DOI: 10.1016/s1359-0294(96)80123-3.
8. Белобородов В. И., Андронов Г. П., Захарова И. Б. Флотация апатит-штаффелитовой руды с использованием технологии селективной флокуляции шламов // Обогащение руд. — 2004. — № 6. — С. 6—9.
9. Wei S., Sonsie R., Forbes E., Franks G. V. Flocculation/flotation of hematite fines with anionic temperature-responsive polymer acting as a selective flocculant and collector // Minerals Engineering. 2015, 77, pр. 64—71.
10. Kawatra S. Komar, Carlson J.T. Beneficiation of phosphate ore. Society of Mining, Metallurgy and Exploration, Englewood, Colorado, USA, 2014, 154 p.
11. Пестряк И. В. Обоснование и разработка эффективных методов кондиционирования оборотных вод обогатительных предприятий // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2018. — № 7. — С. 153—159. DOI: 10.25018/0236-1493-2018-7-0-153-159.
12. Yaoyang Ruan, Dongsheng He, Ruan Chi. Review on beneficiation techniques and reagents used for phosphate ores // Minerals. 2019, 9(4), 253. D0I:10.3390/min9040253
13. Поливанская В.В., Морозов В.В. Применение ИК-спектрофотомерии для анализа процессов дефлокуляции сгущенных шламовых классов апатитсодержащих руд / Материалы XXIV международной научно-технической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья». — Екатеринбург, 2019. — С. 385—389.
14. Лыгач А. В., Игнаткина В. А., Лыгач В. Н. Новые технологии переработки фосфорсодержащих руд // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2016. — № 1. — С. 345—359.
15. Liu X., Ruan Y., Li C., Cheng R. Effect and mechanism of phosphoric acid in the apatite/ dolomite flotation system // International Journal of Mineral Processing. 2017, Vol. 167, pр. 95—102.
16. Бармин И. С., Белобородов В. И., Поливанская В. В. Повышение эффективности обогащения тонкозернистых складированных хвостов Ковдорского ГОКа // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2015. — № 10. — С. 146—155.
17. He H., Wang W., Li R., Yu L. Study on flotation of scrubbed tailings from phosphate ore // Ind. Miner. Process, 2015, 11, pp. 4—10. ii^
REFERENCES
1. Brylyakov Yu. E., Gershenkop A. Sh., Lygach V. N. Current state and main directions of development of technology of deep and complex processing of phosphorus-containing ores. Gornyy zhurnal. 2007, no 2, pp. 30—38. [In Russ].
2. Tugolukov A. V., Barmin I. S., Novozhilova V. V. Brylyakov Yu. E. Investigation and optimization of technology of flotation enrichment of ores Kovdorskiy staffelite Apatite deposits. Gornyy zhurnal. 2012, no 10, pp. 71—76. [In Russ].
3. Santana R. C., Farnese A. C. C., Fortes M. C. B., Ataide C. H., Barrozo M. A. S. Influence of particle size and reagent dosage on the performance of apatite flotation. Separation and Purification Technology. 2008, Vol. 64, no 1, pp. 8—15.
4. Beloborodov V. I., Zakharova I. B., Andronov G. P. Prospects of development of phosphorus-containing mineral resource base of JSC «Kovdorsky GOK». Gornyy zhurnal. 2010, no 9, pp. 73— 77. [In Russ].
5. Hogg R., Bunnaul P., Suharyono H. Chemical and physical variables in polymer-induced floc-culation. Mining, Metallurgy & Exploration, 1993, Vol. 10, no 2, pp. 81—85.
6. Nebera B. P. Flokulyatsiya mineral'nykh suspenziy [Flocculation of mineral suspensions], Moscow, Nedra, 1983, 288 p.
7. Somasundaran P., Das K. K., Yu X. Selective flocculation. Current Opinion in Colloid & Interface Science, 1996, Vol. 1, no 4, pp. 530—534. DOI: 10.1016/s1359-0294(96)80123-3.
8. Beloborodov V. I., Andronov G. P., Zakharova I. B. Flotation of Apatite-staffelite ore using the technology of selective flocculation of sludge. Obogashchenie rud. 2004, no 6, pp. 6—9. [In Russ].
9. Wei S., Sonsie R., Forbes E., Franks G. V. Flocculation/flotation of hematite fines with anionic temperature-responsive polymer acting as a selective flocculant and collector. Minerals Engineering. 2015, 77, pp. 64—71.
10. Kawatra S. Komar, Carlson J. T. Beneficiation of phosphate ore. Society of Mining, Metallurgy and Exploration, Englewood, Colorado, USA, 2014, 154 p.
11. Pestryak I. V. Development and justification of efficient methods for recycling water conditioning at processing plants. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2018, no 7, pp. 153—159. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236-1493-2018-7-0-153-159.
12. Yaoyang Ruan, Dongsheng He, Ruan Chi. Review on beneficiation techniques and reagents used for phosphate ores. Minerals. 2019, 9(4), 253. D0I:10.3390/min9040253
13. Polivanskaya V. V., Morozov V. V. The using of IR spectrophotometry for the analysis of the processes of deflocculation of thickened slurry classes of apatite-containing ores. Materialy XXIV mezhdunarodnoy nauchno-tekhnicheskoy konferentsii «Nauchnye osnovy i praktika pererabotki rud i tekhnogennogo syr'ya». Ekaterinburg, 2019, pp. 385—389. [In Russ].
14. Lygach A. V., Ignatkina V. A., Lygach V. N. New technologies of processing phosphorous ores. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2016, no 1, pp. 345—359. [In Russ].
15. Liu X., Ruan Y., Li C., Cheng R. Effect and mechanism of phosphoric acid in the apatite/dolomite flotation system. International Journal of Mineral Processing. 2017, Vol. 167, pp. 95—102.
16. Barmin I. S., Beloborodov V. I., Polivanskaya V. V. Improving the efficiency of enrichment of fine-grained tailings of Kovdor GOK. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2015, no 10, pp. 146—155. [In Russ].
17. He H., Wang W., Li R., Yu L. Study on flotation of scrubbed tailings from phosphate ore. Ind. Miner. Process, 2015, 11, pp. 4—10.
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Морозов Валерий Валентинович1 — д-р техн. наук, профессор, e-mail: [email protected], Бармин Игорь Семенович — канд. техн. наук, главный обогатитель, ОАО «Минерально-химическая компания «Еврохим»», e-mail: [email protected],
Поливанская Валерия Владимировна1 — канд. техн. наук, доцент, e-mail: [email protected],
Для контактов: Морозов В.В., e-mail: [email protected].
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
V.V. Morozov1, Dr. Sci. (Eng.), Professor, e-mail: [email protected], I.S. Barmin, Cand. Sci. (Eng.), Head Specialist of Mineral Processing Processes, JSC «Mineral and chemical company «EuroChem»», Moscow, Russia, e-mail: [email protected],
V.V. Polivanskaya1, Cand. Sci. (Eng.), Assistant Professor, e-mail: [email protected], 1 National University of Science and Technology «MISiS», 119049, Moscow, Russia. Corresponding author: V.V. Morozov, e-mail: [email protected].
Получена редакцией 03.09.2019; получена после рецензии 05.11.2019; принята к печати 20.12.2019. Received by the editors 03.09.2019; received after the review 05.11.2019; accepted for printing 20.12.2019.
