CC BY
42
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2022;(1):131-147 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.765 DOI: 10.25018/0236_1493_2022_1_0_131
ВЫБОР ПАРАМЕТРОВ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД НА ОСНОВЕ АНАЛИЗА РАСПРЕДЕЛЕНИЯ КОМПОНЕНТОВ ПО ФЛОТИРУЕМОСТИ
Т.Н. Александрова1, А.В. Афанасова1, В.В. Кузнецов1, В.А. Абурова1
1 Санкт-Петербургский горный университет, Санкт-Петербург, Россия, e-mail: [email protected]
Аннотация: Актуальность представленной работы обуславливается необходимостью разработать новые современные подходы для более глубокого понимания процесса флотационного обогащения и, как следствие, повышения эффективности переработки. На примере сульфидных медно-никелевых руд представлены результаты применения методики оценки компонентов по классам флотируемости. С применением флотации только со вспенивате-лем и флотации на полном реагентном режиме с обоснованным расходом собирательной смеси проведена оценка механического выноса пустой породы в концентрат, на основании полученных данных обосновано время флотации. Исследована зависимость извлечения различных классов крупности кремния в концентрат от извлечения воды. Анализ данных по исследованию изменения свободной поверхностной энергии и ее дисперсной составляющей в зависимости от расхода собирательной смеси и, как следствие, их влияния на извлечение меди и никеля в концентрат позволил обосновать расход собирательной смеси для более полного извлечения сульфидных минералов в концентрат. Исследование распределения элементов по классам флотируемости проведено с использованием значений показателя флотируемости для быстрофлотируемой фракции равного 0,010, для сре-дефлотируемой 0,005, для медленнофлотируемой 0,001 и для нефлотируемой фракции 0.
Ключевые слова: кинетика флотации, медно-никелевые руды, флотируемость, быстрофло-тируемая фракция, механический вынос, нефлотируемая фракция, сульфгидрильные собиратели, среднефлотируемая фракция, медленнофлотируемая фракция, свободная энергия поверхности.
Благодарность: Работа выполнена при поддержке Российского научного фонда (проект № 19-17-00096).
Для цитирования: Александрова Т. Н., Афанасова А. В., Кузнецов В. В., Абурова В. А. Выбор параметров флотации сульфидных медно-никелевых руд на основе анализа распределения компонентов по флотируемости // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2022. - № 1. - С. 131-147. DOI: 10.25018/0236_1493_2022_1_0_131.
Selection of copper-nickel sulfide ore flotation parameters based on floatability ranking of flotation components
T.N. Aleksandrova1, A.V. Afanasova1, V.V. Kuznetsov1, V.A. Aburova1
1 Saint-Petersburg Mining University, Saint-Petersburg, Russia, e-mail: [email protected]
© Т.Н. Александрова, А.В. Афанасова, В.В. Кузнецов, В.А. Абурова. 2022.
Abstract: This research is necessitated by the high demand for novel and advanced approaches to flotation toward a deeper insight into the process and, as a consequence, for the improvement of its efficiency. As a case-study of copper-nickel sulfide ore, the results of a procedure for estimating components based on their floatability ranking are described. In flotation with frother and in flotation with full set of reagents, at justified consumption of a collecting mixture, the carryover of a gangue material to concentrates is estimated, and the flotation time is substantiated on this base. The relation between the recovery of different sizes of silicium in concentrate and the recovery of water is examined. The analysis of the data on change in the free surface energy and its dispersion as function of the collecting mixture consumption, and their resultant influence on the copper and nickel recovery in concentrate made it possible to justify the collecting mixture consumption for the complete extraction of sulfide minerals in concentrate. The floatability ranking analysis of flotation components is carried out using the floatability index of 0.010, 0.005, 0.001 and 0 for the fast-float, medium-float, slow-float and non-float fractions, respectively.
Key words: kinetics of flotation, copper-nickel ore, floatability, fast-float fraction, carryover, non-float fraction, sulfhydryl collectors, medium-float fraction, slow-float fraction, free surface energy.
Acknowledgements: The study was supported by the Russian Science Foundation, Project No. 19-17-00096.
For citation: Aleksandrova T. N., Afanasova A. V., Kuznetsov V. V., Aburova V. A. Selection of copper-nickel sulfide ore flotation parameters based on floatability ranking of flotation components. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2022;(1):131-147. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_ 1493 2022 1 0 131.
Введение
На сегодняшний день одним из приоритетных направлений развития науки РФ является разработка технологий рационального пользования природными ресурсами [1]. Актуальность данного направления обусловлена необходимостью решения общемировых проблем по повышению комплексности извлечения ценных компонентов, что особенно важно вследствие ухудшения качества сырья. Ввиду сложности и изменчивости вещественного состава, тонкой дисперсной связи ценных компонентов с вмещающими породами актуальным является вопрос совершенствования существующих технологий переработки [2]. В современной научной литературе сформировано несколько основных нап-
равлений по повышению эффективности переработки руд с применением флотационного обогащения [3]:
• разработка новых реагентных режимов и схем флотации;
• создание новых флотационных аппаратов;
• моделирование процессов флотации.
Медно-никелевые руды представляют собой источник не только меди и никеля, но и металлов платиновой группы [4]. Вопросам интенсификации процессов флотационного обогащения в области разработки новых реагентных режимов и схем флотации, а также новых флотационных аппаратов посвящены работы ведущих ученых [5 — 7]. В области моделирования процессов флота-
ционного обогащения создан ряд программных пакетов, в том числе JKSim Float, HSC Chemistry и др., позволяющих прогнозировать результаты флотации, проводить подбор оборудования, исследование топологии схемы. Одним из способов описания флотации является исследование кинетики процесса. Существуют различные модели и подходы к математическому описанию данного процесса, понимаю процесса флотации посредством интерпретации полученных данных. В работах [8 — 10] представлены современные подходы к оценке кинетики процесса флотационного обогащения. Однако учет только кинетики процесса в целом не дает полного понимания процесса, и в настоящее время актуальным направлением исследований является анализ распределения компонентов по классам фло-тируемости [11].
Классический подход основан на разбиении всего флотируемого материала на несколько фракций с близкими флотационными свойствами [12, 13]. Каждому классу в этом случае будет соответствовать своя константа скорости флотации. В то же время эти константы будут пропорциональны константе скорости флотации, полученной при описании полного извлечения компонента уравнением кинетики первого порядка. Именно полученный в результате коэффициент пропорциональности называют показателем флотируемости [14, 15].
Одним из параметров оценки флотируемости минералов является механический вынос частиц пустой породы в пенный слой в процессе флотации. Согласно литературному обзору факторами, влияющими на механический вынос частиц, являются: извлечение воды в пенные продукты, размеры частиц, содержание твердого в пульпе, структура пенного слоя и т.д. [16]. Под извлечением воды, в свою очередь, понимают ко-
личество воды, перешедшее в концентрат при флотации относительно воды в пульпе. Механический вынос является одной из причин значительного содержания породообразующих минералов в пенном продукте при флотации различных типов минерального сырья [17, 18]. Актуальность оценки механического выноса в процессе флотационного обогащения обуславливается достаточно высоким извлечением пустой породы в пенные продукты флотационного обогащения. Это, в свою очередь, связано с необходимостью более тонкого измельчения руды для полного раскрытия сростков ввиду ухудшения качества минерального сырья, появление значительного количества руд с очень тонкой вкрапленностью минералов как в пустую породу, так и друг в друга [19]. В работе [20] представлены результаты по исследованию выноса пустой породы во флотационную пену, показано, что существует корреляционная зависимость между извлечением пустой породы в концентрат и извлечением воды. Исследования, проведенные в работе [19], показывают, что процент механического выноса ценных компонентов достаточно низкий по сравнению с механическим выносом пустой породы. В то же время склонность некоторых медных минералов к шламованию в процессе измельчения не дает возможности использовать обесшламливание для снижения извлечения пустой породы в концентрат, так как со сливом теряются ценные компоненты, в том числе металлы платиновой группы при переработке медно-никелевых руд [21].
Большое разнообразие различных реагентов-собирателей в пределах одного гомологического ряда делает актуальным вопрос установления зависимости эффективности процесса флотации не только с позиции определения основных технологических показателей,
но и на основе оценки влияния различных реагентов на поверхность самих минералов [22, 23]. Современным способом оценки данного влияния является определение свободной поверхностной энергии системы на основе анализа взаимодействия реагентов на поверхность минералов. В работе [24] представлены результаты исследования изменения свободной поверхностной энергии системы и флотации минеральных частиц на примере кварца, апатита и магнетита через уравнение Юнга посредством оценки краевого угла смачивания. Показано, что максимальные значения дисперсной составляющей соответствуют кварцу, а минимальные апатиту, что соответствует более сильным гидрофильным свойствам кварца и более сильным гидрофобным свойствам апатита. В работе [25] были проведены исследования по сопоставлению дисперсной составляющей и удельной поверхностной энергии для кварца, оценена работа адгезии, установлено, что данные значения кор-релируются с данными по извлечению кварца при флотации.
Целью представленной работы является оценка распределения компонентов по флотируемости на обоснованном реагентном режиме на примере флота-
ции медно-никелевых руд. Для достижения цели были поставлены следующие задачи:
• Обоснование расхода собирательной смеси для тестирования на фло-тируемость медно-никелевой руды на основе установления зависимости извлечения ценных компонентов в концентрат от изменения поверхностных свойств сульфидных минералов при обработке их реагентами-собирателями.
• Проведение теста на флотируе-мость на полном реагентном режиме с обоснованным расходом собирательной смеси и на режиме флотации только со вспенивателем с целью определения механического выноса пустой породы, извлечения воды, зависимости извлечения кремния в классы крупности от извлечения воды и распределения ценных компонентов по флотируемости.
Материалы и методы
В качестве объекта исследования выбраны медно-никелевые руды Заполярного месторождения. Руды данного месторождения являются источниками не только меди и никеля, но также и металлов платиновой группы [26]. Интенсификации процессов флотационного обогащения посвящены работы
Рис. 1. Результаты минералогического исследования аншлифов (а) и шлифов (б) образцов медно-ни-келевых руд
Fig. 1. Mineralogical analysis of polished micro-sections (a) and thin sections (b) of copper-nickel ore samples
Таблица 1
Содержание в исходной пробе основных элементов Content of basic elements in initial sample
Элемент Cu Ni Fe Si
Содержание. % 0.930 0.602 23.43 17.00
[27, 28], на основании анализа которых выбрана собирательная смесь для флотационного обогащения из бутилового ксантогената калия и дитиофосфата натрия бутилового. Результаты минералогического исследования шлифов и ан-шлифов представлены на рис. 1.
Исследования минералогического состава исследуемых проб (рис. 1) позволили определить, что для исследуемых образцов характерно срастание сульфидных минералов друг с другом, пент-ландит при этом более тесно ассоциирован как с пирротином и халькопиритом. Основным медным минералом является халькопирит, отмечено присутствие ку-банита. Исследования шлифов позволили определить, что основными породообразующими минералами являются силикаты, в том числе плагиоклаз, оливин, биотит, также присутствует пироксен. В табл. 1 приведены данные по содержанию по основным элементам для исследуемых элементов, оцениваемых в процессе флотации.
Анализ данных, представленных в табл. 1, показывает, что содержание меди в исследуемых образцах руды составляет 0,930%, содержание никеля 0,602%. Для проб также характерно достаточно высокое содержание кремния, равное 17%.
Подбор расхода собирательной смеси проводился посредством оценки свободной поверхностной энергии и ее дисперсной составляющей совместно с данными по извлечению ценных компонентов при флотации. Под свободной энергией подразумевается энергия не-скомпенсированных химических связей на минеральной поверхности. В зави-
симости от природы связей выделяют две составляющие свободной энергии: дисперсную и полярную [30, 31]. Преобладание дисперсной составляющей характеризует меньшую требуемую работу адгезии для веществ с низким ди-польным моментом. К такому взаимодействию относят контакт пузырьков воздуха с минеральной поверхностью при флотации. При гидрофобизации минерала собирателем значение свободной энергии сокращается ввиду образования связей с молекулами собирателя. Для определения соотношения составляющих свободной энергии поверхности был использован метод Оуэнса-Вендта-Рабеля-Каелбле. Определение численных значений составляющих поверхностных натяжений производилось исходя из решения системы уравнений (1) [31, 32]:
ctl 1(cos 01 + 1)
1 LtD
А/ CT
ctl 2(cos 02 + 1)
.(1)
где а , а12 — значения поверхностных натяжений жидкостей, использованных для анализа, на границе раздела воздух-жидкость; ар , ар12 — значения полярных составляющих поверхностных натяжений жидкостей, использованных для анализа, на границе раздела воздух-жидкость; , а°12 — значения дисперсионных составляющих поверхностных натяжений жидкостей, использованных для анализа, на границе раздела воздух-жидкость; а°5, ар5 — значения дисперсной и полярной составляющей сво-
Рис. 2. Специализированная флотационная машина JK Batch Test Flotation Cell для определения фло-тируемости
Fig. 2. Authorized specialist equipment JK Batch Test Flotation Cell for floatability evaluation
бодной энергии поверхности минерала соответственно; cos01, cos02 — краевой угол смачивания первой и второй анализируемой жидкости (дийодометана). Для исследования был использован анализатор DSA 25 фирмы Kruss.
Проведение теста на флотируемость для изучения распределения материала по классам с определенной скоростью флотации использовалась специализированная лабораторная флотационная машина JK Batch Test Flotation Cell (рис. 2). Данный прибор относится к классу пневмомеханических флотома-шин. Машина оснащена импеллером с нижним приводом с возможностью задания скорости вращения, а также системой устройств, подающими и регулирующими расход воздуха при флотации. Методика расчетов по распределению компонентов по классам флотируемо-сти подробно приведена в работах [33, 34]. Анализ элементного состава проводился на рентгенофлуоресцентном анализаторе EDX 7000 фирмы Shimadzu.
Ввиду высокого содержания породообразующих минералов в руде проведена оценка механического выноса пустой породы в процессе флотации с применением в качестве реагентов только вспенивателя и с полным реа-
гентным режимом. Полный реагентный режим включал в себя создание уровня рН для флотации 9,6 — 9,8 с применением карбоната натрия, пенообразователь, представляющий собой смесь спиртов и ароматических соединений с расходом 100 г/т, и собирательная смесь из бутилового ксантогената калия и дитио-фосфата натрия бутилового. С целью оценки механического выноса проведено исследование флотируемости с применением только вспенивателя с временными интервалами 30, 60, 120, 240 и 360 с, что соответствует методике [29, 30]. Полученные концентраты были рассеяны на ситах с размером ячеек 160, 112, 75, 45 и 20 мкм.
Расчет механического выноса пустой породы в процессе флотации оценивался по формуле (2) [30]:
ENT =
■ (1 -е t )
N_water '
(1 еoverall ) ewater
(2)
где в „ — извлечение компонента в пен" ent
ный продукт при флотации только со вспенивателем, доли ед.; в „ — извле-
' " " ' water
чение воды в пенный продукт, доли ед; в .. — извлечение компонента в пен-
overall
ный продукт при стандартной флотации, доли ед.
Результаты и обсуждения
Для определения расхода собирательной смеси проведено исследование их влияния на свободную поверхностную энергию и ее составляющие на мономинеральных сульфидных фракциях. В качестве собирательной смеси выбраны бутиловый ксантогенат калия как собиратель с более сильными собирательными свойствами и дитиофос-фат натрия бутиловой как более селективный по отношению к извлекаемым сульфидным минералам. Опыты при этом проводились без обработки собирателем (что соответствует флотации только со вспенивателем) и расходах собирательной смеси 50, 150, 200, 250 и 350 г/т. Результаты представлены в табл. 2.
Анализ данных, представленных в табл. 2, показывает, что для сульфидной минеральной поверхности без обработки собирателем характерно максимальное значение полярной составляющей, равное 38,43 мДж/м2, в то время как с расходом собирательной смеси 250 гД значение уменьшается до 1,31 мДж/м2. При этом значение дисперсной составляющей возрастает с увеличением расхода собирательной смеси. С данными расходами собирательной смеси проведена серия флотационных опытов с це-
лью установления зависимости между извлечением меди и никеля в концентрат от дисперсной составляющей и изменения свободной поверхностной энергии, результаты представлены на рис. 3.
Анализ данных, представленных на рис. 3, показывает, что зависимость изменения свободной поверхностной энергии и, соответственно, дисперсной составляющей имеет параболический вид. Извлечение меди и никеля имеет минимальные значения, равные 36,34% и 20,12% соответственно, без обработки минерала собирательной смесью, что соответствует нулевому значению изменения свободной поверхностной энергии и минимальному значению ее дисперсной составляющей, равному 22,96 мДж/м2. При максимальном расходе собирателя (более 300 г/т) наблюдается снижение извлечений ценных компонентов в концентрат ввиду депрессии легкофлоти-руемого халькопирита избытком собирателя. При расходе собирателя в интервале от 150 г/т до 250 г/т извлечение меди в концентрат имеет значение выше 90% при извлечении никеля выше 50%. Таким образом, установлено, что для дальнейших исследований распределения компонентов по классам флотируе-мости с целью более полного извлечения сульфидных минералов выбран
Таблица 2
Исследование изменения свободной поверхностной энергии и ее составляющих от расхода собирательной смеси
Variation in free surface energy and its components versus collecting mixture consumption
Расход собирательной смеси, г/т Дисперсная составляющая, мДж/м2 Полярная составляющая, мДж/м2 Свободная поверхностная энергия, мДж/м2 Изменение свободной поверхностной энергии, мДж/м2
без обработки 22.96 38.43 61.39 0
50 27.58 23.9 51.48 9.91
100 29.25 19.4 48.65 12.74
150 29.3 6.45 35.75 25.64
250 32.35 1.31 33.66 27.73
350 41.52 5.49 47.01 14.38
а) 100
90 80 70 60
¡SO -
й 40 S
30 20 10 0
б) I»»
90
£
2 50
4)
ч
I 40
%
♦ / R2 = ),96
/ я
/ У R! - 0
У У /
/
20
25
Си
30 35 40
Днспсрсная составляющая, мДж/м2
45
R2= 0,987
R'= 0.9856 ---------■ В
/
/
Ni
10 15 20 25
Изменение свободной поверхностной энергии, иДж м2
Рис. 3. Результаты исследования влияния дисперсной составляющей (а) и изменения свободной поверхностной энергии (б) на извлечение меди и никеля в концентрат
Fig. 3. Studies into effect of free surface energy dispersion (a) and change (b) on copper and nickel recovery in concentrate
расход 250 г/т при отношении расхода ксантогената к дитиофосфату 1:4.
Для определения механического выноса в процессе флотации была проведена серия опытов для определения флотируемости компонентов только со вспенивателем. Усредненные результаты по флотации только со вспенивателем представлены в табл. 3.
Анализ данных, представленных в табл. 3, показывает, что при флотации только со вспенивателем суммарное извлечение меди и никеля в концентрат
составляет 36,34% и 20,12% соответственно. Достаточно высокие значения извлечения ценных компонентов для флотации без собирателя связаны, вероятно, с легкой флотируемостью халькопирита и вследствие тесной ассоциации ценных компонентов с пентландитом их совместным извлечением также в пенный продукт.
В табл. 4 представлены усредненные данные для серии экспериментальных исследований по тестированию на флотируемость образцов медно-никеле-
Таблица 3
Усредненные результаты исследования флотируемости только со вспенивателем Averaged results of floatability tests with frother only
Продукт Y, % Содержание, % Извлечение, %
Si Fe Cu Ni Si Fe Cu Ni
Концентрат 30' 23.20 18.15 16.62 1.001 0.345 24.77 16.45 24.97 13.31
Концентрат 60' 8.40 17.12 15.18 1.005 0.409 8.46 5.44 9.07 5.70
Концентрат 120' 1.13 16.31 15.55 1.708 0.489 1.08 0.75 2.08 0.92
Концентрат 240' 0.40 3.67 5.51 0.292 0.178 0.09 0.09 0.13 0.12
Концентрат 360' 0.87 5.35 1.35 0.096 0.048 0.27 0.05 0.09 0.07
Хвосты 66.00 16.83 27.41 0.897 0.729 65.33 77.21 63.66 79.88
Питание 100.00 17.00 23.43 0.930 0.602 100.00 100.00 100.00 100.00
Таблица 4
Усредненные результаты исследования флотируемости на полном реагентном режиме Averaged results of floatability tests with full set of reagents
Продукт Y, % Содержание, % Извлечение, %
Si Fe Cu Ni Si Fe Cu Ni
Концентрат 30' 5.90 1.93 60.20 8.16 2.37 0.67 15.16 51.78 23.23
Концентрат 60' 6.16 3.48 53.74 3.19 1.78 1.26 14.13 21.11 18.18
Концентрат 120' 8.91 4.06 14.91 1.51 1.11 2.13 5.67 14.50 16.39
Концентрат 240' 9.14 5.10 12.46 0.60 0.87 2.74 4.86 5.94 13.14
Хвосты 69.89 22.67 20.17 0.09 0.25 93.20 60.18 6.67 29.06
Питание 100.00 17.00 23.43 0.930 0.602 100.00 100.00 100.00 100.00
вых руд на полном реагентном режиме. Интерпретация данных, приведенных в табл. 4, показывает, что на полном реагентном режиме суммарное извлечение
Таблица 5
меди и никеля в концентрат составляет 93,33% и 70,94% соответственно. Суммарное извлечение кремния при этом составляет 6,80%.
Класс крупности, мкм Содержание Si в концентрате, %* Извлечение Si в концентрат, %*
30 60 120 240 360 30 60 120 240 360
-160+112 18.75 21.17 0.00 0.00 0.00 0.07 0.04 0.00 0.00 0.00
-112+75 21.25 20.16 0.00 0.00 0.00 0.53 0.11 0.00 0.00 0.00
-75+45 20.15 20.11 17.30 0.00 0.00 3.99 0.53 0.07 0.00 0.00
-45+20 18.93 19.35 18.79 18.33 18.01 5.26 2.22 0.27 0.03 0.01
-20+0 18.93 19.36 19.26 19.52 22.50 14.92 5.56 0.73 0.06 0.26
Итого 18.15 17.12 16.31 3.67 5.35 24.77 8.46 1.08 0.09 0.27
* где 30, 60, 120, 240, 360 — временные интервалы для исследования кинетики флотации, с
Результаты исследования содержания и извлечения кремния в концентратах при флотации только со вспенивателем
Studies into silicium recovery and content in concentrates after flotation with frother only
Ввиду значительного содержания в руде силикатных породообразующих минералов для оценки механического выноса был выбран кремний В табл. 5 представлены данные по содержанию и извлечению кремния в различные классы крупности в зависимости от времени флотации.
Анализ данных, представленных в табл. 5, показывает, что для классов крупности -160+112 мкм и -112+75 мкм характерно извлечение кремния только для первых 60 с флотации. С увеличением времени флотации наблюдается механический вынос в пенные продукты преимущественно частиц крупностью -20 мкм. Для полноты оценки механических выносов частиц силикатной пустой породы на рис. 4 представлена графическая интерпретация данных по суммарному извлечению кремния в различные классы крупности в зависимости от извлечения воды.
Анализ данных, представленных на рис. 4, показывает, что при увеличении извлечения воды в концентрат наблю-
дается увеличение извлечения пустой породы. Степень прироста извлечения кремния для классов крупности -45+ +20 мкм и -20+0 мкм значительно выше, чем для более крупных классов. Доля механического выноса пустой породы от исходной руды по данным по кремнию для флотации только со вспенивателем составляет 34,67%. Анализ данных показывает, что механический вынос силикатной пустой породы в концентрат обуславливается преимущественно физическим выносом сверхтонких частиц размером менее 20 мкм, что хорошо согласуется с аналогичными исследованиями [19, 20]. На основе интерпретации полученных данных определено, что время флотации с целью минимального извлечения силикатных минералов должно составлять 240 с, так как при увеличении времени флотации значительно увеличивается извлечение кремния в концентрат. На рис. 5 представлены данные по зависимости коэффициента механического выноса от времени флотации.
16,00
и о
я .
С
х 5 а
a S о г и о я +
и ° й f
в s 4 2 I
<Я S
о о
5 гч
В +
о
Т "t 0> I
14,00
12,00
10,00
8,00
6,00
4,00
2,00
0,00
14,92^ / я
У У ' 0,53
У/ /
У У У У У
5 56 ^ '' / у 5,26
✓ / / У У
z' z' """"
* 0,73 ^ ^ ...... - Ж ---Ж-- __ — Ar -- ----Ж 0,07
0
0,60
0,50
0,40
0,30
0,20
0,10
10
25
30
35
0,00
Рис. 4 Fig. 4.
15 20
Извлечение воды, %
--75+45 мкм -♦---45+20 мкм —-Н- -20+0 мкм —Ж---160+112 мкм —■---112+75 мкм Зависимость извлечения кремния в классы крупности от извлечения воды Silicium recovery per size grades versus water recovery
Н 4
Z
ы ,
v = 0.024' x - 0.0434
R2 = 0,99
50
100
150
200
250
300
350
Время флотации, с
Рис. 5. Результаты исследования зависимости коэффициента механического выноса для кремния от времени флотации
Fig. 5. Relationship of carryover factor and flotation time for silicium
Анализ данных, представленных на рис. 5, показывает, что с увеличением времени флотации возрастает значение коэффициента механического выноса, зависимость при этом имеет линейный вид.
Исследование распределения компонентов по классам флотируемости
проведено с использованием значений показателя флотируемости для быстро-флотируемой фракции, равного 0,010, для средефлотируемой 0,005, для мед-леннофлотируемой 0,001 и для нефло-тируемой фракции 0. Результаты распределения меди по классам флотируемости представлено на рис. 6.
Рис. 6. Распределение меди по классам флотируемости Fig. 6. Copper distribution in floatability ranks
Рис. 7. Распределение никеля по классам флотируемости Fig. 7. Nickel distribution in floatability ranks
Для удобства интерпретации полученных результатов добавлена ось суммарного извлечения меди в концентраты от времени флотации.
Анализ данных, представленных на рис. 6, показывает, что максимальное извлечение меди в концентрат составляет 93,33%, при этом 51,78% меди извлекается в первые 30 с флотации. Распределение по фракциям показывает, что механический вынос (нефлоти-руемая фракция) меди имеет самые низкие значения и суммарно не превышает 5%. Наибольшая доля извлечения меди приходится на быстрофлотируемую фракцию, суммарно 55,15%, что согласовывается с достаточно легкой фло-тируемостью халькопирита, основного концентратора меди в исследуемых рудах. Суммарный процент среднефлоти-руемой фракции при этом составляет 27,76%, что может быть связано с тесным срастанием медных и никелевых минералов и, как следствие, из-за пент-ландита более низкой скоростью флотации.
На рис. 6 представлены результаты распределения никеля по флотируемости, для удобства интерпретации полученных результатов добавлена ось суммарного извлечения никеля в концентраты от времени флотации.
Интерпретация данных, представленных на рис. 7, показывает, что максимальное извлечение никеля в концентрат составляет 70,94%. Извлечение никеля в нефлотируемую фракцию составляет при этом менее 1%.
Следует отметить значительно более низкую скорость флотации никеля по сравнению с медью, в первые 30 с извлечение никеля составляет 23,23%, что хорошо согласуется с тем, что пентландит флотируется медленнее халькопирита. Извлечение быстрофлотируемой фракции никеля составляет 43,88%, средне-флотируемой при этом 22,01%, что сопоставимо с извлечением меди в сред-нефлотируемую фракцию и при этом подтверждает сильную срастаемость медных и никелевых минералов друг с другом.
Заключение
Таким образом, современный подход к углубленному исследованию процесса флотации на основе оценки распределения компонентов по классам фло-тируемости и изменению поверхностных свойств минералов при обработке их собирательной смесью позволяет более полно оценить протекание процесса флотации. Установлена взаимосвязь между извлечением меди и никеля в концентрат от изменения свободной поверхностной энергии и ее дисперсной составляющей, на основании чего для более полного извлечения сульфидных минералов в концентрат выбран расход собирательной смеси 250 гЛ. На основании анализа данных по извлечению кремния при флотации только со вспе-нивателем и на полном реагентном режиме определена доля механического выноса пустой породы в концентрат, что позволило обосновать время флотационного обогащения, равное четырем минутам. Установлено, что с увеличением извлечения воды в концентрат возрастает извлечение кремния. Это особенно характерно для классов крупности -45+20 мкм и -20+0 мкм, что хорошо согласуется с данными по механическому выносу пустой породы.
Исследование распределения элементов по классам флотируемости прове-
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
дено с использованием значений показателя флотируемости для быстрофло-тируемой фракции, равного 0,010, для средефлотируемой 0,005, для медлен-нофлотируемой 0,001 и для нефлоти-руемой фракции 0. Максимальное извлечение меди и никеля в концентрат составляет 93,33% и 70,94% соответственно. Получено, что 51,78% меди извлекается в первые 30 с флотации, в то время как никель имеет более низкую скорость флотации, извлечение никеля в концентрат в первые 30 с составляет 23,23%.
Наибольшая доля извлечения меди приходится на быстрофлотируемую фракцию, суммарно 55,15%, что согласовывается с достаточно легкой флотируе-мостью халькопирита, основного концентратора меди в исследуемых рудах. Извлечение быстрофлотируемой фракции никеля составляет 43,88%, средне-флотируемой при этом 22,01%, что сопоставимо с извлечением меди в средне-флотируемую фракцию, равное 27,76%, и при этом подтверждает сильную сра-стаемость медных и никелевых минералов друг с другом.
Распределение по фракциям показывает, что механический вынос (не-флотируемая фракция) меди и никеля имеет самые низкие значения и не превышает 5%.
1. Литвиненко В. С., Сергеев И. Б. Инновационное развитие минерально-сырьевого сектора // Проблемы прогнозирования. - 2019. - № 6 (177). - С. 60-72.
2. Чантурия В. А. Инновационные процессы в технологиях переработки труднообо-гатимого минерального сырья // Геология рудных месторождений. - 2008. - Т. 50. -№ 6. - С. 558-568.
3. Игнаткина В. А. Селективные реагентные режимы флотации сульфидов цветных и благородных металлов из упорных сульфидных руд // Цветные металлы. - 2016. -№ 11. - С. 27-33.
4. O'Connor C, Alexandrova T. The geological occurrence, mineralogy, and processing by flotation of platinum group minerals (PGMs) in South Africa and Russia // Minerals. 2021, vol. 11, no. 1, pp. 54.
5. Горлова О. Е., Хижникова Ю. И. Замена аэрационных узлов машин ФПМ на аэра-ционные узлы «РИФ» фирмы РИВС для повышения качества концентратов Александрий-
ской горнорудной компании // Актуальные проблемы современной науки, техники и образования. - 2013. - Т. 1. - № 71. - С. 41-44.
6. Игнаткина В. А., Бочаров В. А., Тубденова Б. К поиску режимов селективной флотации сульфидных руд на основе сочетания собирателей различных классов соединений // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2010. - № 1. -С. 97-103.
7. Грау Р., Саари Ю, Максимов И. И., Егорова В. Г., Кузнецова И. А. Исследования по разработке технологии обогащения медных руд Удоканского месторождения // Обогащение руд. - 2018. - № 1. - С. 21-25.
8. Cilek E. C. Estimation of flotation kinetic parameters by considering interactions of the operating variables // Minerals Engineering. 2004, vol. 17, no. 1, pp. 81-85.
9. Белоглазов И. Н. Уравнение кинетики флотационного процесса // Записки Горного института. - 2008. - Т. 177. - С. 129-132.
10. Сорокина С. В., Косовцева Т. Р. Разработка программного обеспечения для расчета параметров кинетики флотации / Современные образовательные технологии в преподавании естественно-научных и гуманитарных дисциплин. Сборник научных трудов IV Международной научно-методической конференции. - СПб., 2017. - С. 907-913.
11. Geldenhuys S, Thiago Souza T, Filho L. L, Deglon D. Process evaluation of an iron ore operation using the floatability component model // Minerals. 2021, vol. 11, no. 6, pp. 589.
12. Bu X., Xie G., Peng Y., Ge L, Ni C. Kinetics of flotation. Order of process, rate constant distribution and ultimate recovery // Physicochemical Problems of mineral processing. 2017, vol. 53, no. 1, pp. 342-365.
13. Ruuska J., Lamberg P., Leiviska K. Flotation model based on floatability component approach-PGE minerals case // IFAC Proceedings Volumes. 2012, vol. 45, no. 23, pp. 19-24.
14. Huber-Panu I., Ene-Danalache E., Cojocariu D. G. Mathematical models of batch and continuous flotation / M. C. Fuerstenau (Ed.). Flotation, AIME, New York, 1976, pp. 675-724.
15. Welsby S. D. D., Vianna S., Franzidis J. P. Assigning physical significance to floatability components // International Journal of Mineral Processing. 2010, vol. 97, no. 1-4, pp. 59-67.
16. Savassi O. N., Alexander D. J., Franzidis J. P., Manlapig E. V. An empirical model for entrainment in industrial flotation plants // Minerals Engineering. 1998, vol. 11, no. 3, pp. 243-256.
17. Wang L, Peng Y., Runge K., Bradshaw D. A review of entrainment: Mechanisms, contributing factors and modelling in flotation // Minerals Engineering. 2015, vol. 70, pp. 77-91.
18. Курчуков А. М. Алгоритм управления реагентным режимом флотации медно-нике-левых руд на основе оптимизации параметров ионного состава пульпы // Записки Горного института. - 2011. - Т. 189. - С. 292-294.
19. Абиди А., Эламари К., Бакауи А., Якуби А. Механический вынос и истинная флотация природной полиметаллической сульфидной руды // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2014. - № 6. - С. 181-189.
20. Neethling S. J., Cilliers J. J. The entrainment of gangue into a flotation froth International // Journal of Mineral Processing. 2002, vol. 64, no. 2-3, pp. 123-134.
21. Бодуэн А. Я., Петров Г. В., Диаките М. Л. Л., Богинская А. С., Спыну А. Ю. Концентрирование благородных металлов при переработке шлакопылевых отходов сульфидных руд // Записки Горного института. - 2013. - Т. 202. - № 3. - С. 164-167.
22. Абрамов А. А. Принципы конструирования селективных реагентов-собирателей // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2011. - № 1. -С. 90-104.
23. Соложенкин П. М. Механизм взаимодействия гомологов ксантогенатов с минералами в процессе их флотации по данным компьютерного моделирования / 50 лет российской научной школе комплексного освоения недр земли. Материалы Международной научно-практической конференции. - М., 2017. - С. 368-372.
24. Rudolph M, Hartmann R. Specific surface free energy component distributions and flota-bilities of mineral microparticles in flotation - An inverse gas chromatography study // Colloids and Surfaces A: Physicochemical and Engineering Aspects. 2017, vol. 513, pp. 380-388.
25. Mohammadi-Jam S., Burnett D. J., Waters K. E. Surface energy of minerals - Applications to flotation // Minerals Engineering. 2014, vol. 66, pp. 112-118.
26. Додин Д. А., Полферов Д. В., ТарновецкийЛ. Л., Чернышев Н. М. Платинометаль-ные месторождения мира. - Т. 1. Платинометальные малосульфидные месторождения в ритмично расслоенных комплексах. Кн. 1. - М.: Геоинформмарк, 1994. - 279 с.
27. Рябой В. И., Шендерович В. А., Кретов В. П. Применение аэрофлотов при флотации руд // Обогащение руд. - 2005. - № 6. - С. 43-44.
28. ЦемехманЛ. Ш. ЦымбаловЛ. Б., Пахомов Р. А, Попов В. А. Поведение платиновых металлов при переработке сульфидного медно-никелевого сырья // Цветные металлы. -2016. - № 11. - С. 50-56.
29. Cilek E. C., Yilmazer B. Z. Effects of hydrodynamic parameters on entrainment and flotation performance // Minerals Engineering. 2003, vol. 16, no. 8, pp. 745-756.
30. George P., Nguyen A. V., Jameson G. J. Assessment of true flotation and entrainment in the flotation of submicron particles by fine bubbles // Minerals Engineering. 2004, vol. 17, no. 7-8, pp. 847-853.
31. Rudawska A., Jacniacka E. Analysis for determining surface free energy uncertainty by the Owen-Wendt method // International Journal of Adhesion and Adhesives. 2009, vol. 29, no. 4, pp. 451-457.
32. Janssen D., Palma R. D., Verlaak S., Heremans P., Dehaen W. Static solvent contact angle measurements, surface free energy and wettability determination of various self-assembled monolayers on silicon dioxide // Thin Solid Films. 2006, vol. 515, no. 4, pp. 1433-1438.
33. Alexander D. J., Morrison R. D. Rapid estimation of floatability components in industrial flotation plants // Minerals Engineering. 1998, vol. 11, no. 2, pp. 133-143.
34. Александрова Т. Н., Ромашев А. О., Кузнецов В. В. Развитие методического подхода к определению флотационной способности тонковкрапленных сульфидов // Обогащение руд. - 2020. - № 2. - С. 9-14. ЕИЗ
REFERENCES
1. Litvinenko V. S., Sergeev I. B. Innovative development of the mineral mining sector. Prob-lemy prognozirovaniya. 2019, no. 6 (177), pp. 60-72. [In Russ].
2. Cрanturiya V. A. Innovative processes in rebellious mineral processing technologies. Geo-logiya rudnykh mestorozhdeniy. 2008, vol. 50, no. 6, pp. 558-568. [In Russ].
3. Ignatkina V. A. Selective reagent regimes of flotation of non-ferrous and noble metal sulfides from refractory sulfide ores. Tsvetnye metally. 2016, no. 11, pp. 27-33. [In Russ].
4. O'Connor C., Alexandrova T. The geological occurrence, mineralogy, and processing by flotation of platinum group minerals (PGMs) in South Africa and Russia. Minerals. 2021, vol. 11, no. 1, pp. 54.
5. Gorlova O. E., Khizhnikova Yu. I. Replacement of aeration assemblies in mechanical-air machines for aeration assemblies RIF manufactured by RIVS toward improvement of concentrate quality at Alexandrinskaya Mining Company. Aktualnye problemy sovremennoy nauki, tekhniki i obrazovaniya. 2013, vol. 1, no. 71, pp. 41-44. [In Russ].
6. Ignatkina V. A., Bocharov V. A., Tubdenova B. Selective flotation modes for sulfide ore based on combination of different rank collectors. Fiziko-tekhnicheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopayemykh. 2010, no. 1, pp. 97-103. [In Russ].
7. Grau R., Saari J., Maksimov I. I., Egorova V. G., Kuznetsova I. А. The Udokan deposit copper ores processing technology development studies. Obogashchenie Rud. 2018, no. 1, pp. 21-25. [In Russ].
8. Cilek E. C. Estimation of flotation kinetic parameters by considering interactions of the operating variables. Minerals Engineering. 2004, vol. 17, no. 1, pp. 81-85.
9. Beloglazov I. N. Flotation kinetics equation. Journal of Mining Institute. 2008, vol. 177, pp. 129-132. [In Russ].
10. Sorokina S. V., Kosovtseva T. R. Flotation kinetics software engineering. Sovremennye obrazovatel'nye tekhnologii v prepodavanii estestvenno-nauchnykh i gumanitarnykh distsiplin. Sbornik nauchnykh trudov IV Mezhdunarodnoy nauchno-metodicheskoy konferentsii [Advanced Educational Technologies in Natural and Humanitarian Science Teaching: IV International Methodical Conference Proceedings], Saint-Petersburg, 2017, pp. 907-913. [In Russ].
11. Geldenhuys S., Thiago Souza T., Filho L. L., Deglon D. Process evaluation of an iron ore operation using the floatability component model. Minerals. 2021, vol. 11, no. 6, pp. 589.
12. Bu X., Xie G., Peng Y., Ge L., Ni C. Kinetics of flotation. Order of process, rate constant distribution and ultimate recovery. Physicochemical Problems of mineral processing. 2017, vol. 53, no. 1, pp. 342-365.
13. Ruuska J., Lamberg P., Leiviska K. Flotation model based on floatability component ap-proach-PGE minerals case. IFAC Proceedings Volumes. 2012, vol. 45, no. 23, pp. 19-24.
14. Huber-Panu I., Ene-Danalache E., Cojocariu D. G. Mathematical models of batch and continuous flotation. M. C. Fuerstenau (Ed.). Flotation, AIME, New York, 1976, pp. 675-724.
15. Welsby S. D. D., Vianna S., Franzidis J. P. Assigning physical significance to floatability components. International Journal of Mineral Processing. 2010, vol. 97, no. 1-4, pp. 59-67.
16. Savassi O. N., Alexander D. J., Franzidis J. P., Manlapig E. V. An empirical model for en-trainment in industrial flotation plants. Minerals Engineering. 1998, vol. 11, no. 3, pp. 243-256.
17. Wang L., Peng Y., Runge K., Bradshaw D. A review of entrainment: Mechanisms, contributing factors and modelling in flotation. Minerals Engineering. 2015, vol. 70, pp. 77-91.
18. Kurchukov A. M. Copper-nickel ore flotation reagent mode control algorithm based on optimization of pulp ion composition parameters. Journal of Mining Institute. 2011, vol. 189, pp. 292-294. [In Russ].
19. Abidi A., Elamari K., Bakaui A., Yakubi A. Carryover and true flotation of natural complex sulfide ore. Fiziko-tekhnicheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopayemykh. 2014, no. 6, pp. 181-189. [In Russ].
20. Neethling S. J., Cilliers J. J. The entrainment of gangue into a flotation froth International. Journal of Mineral Processing. 2002, vol. 64, no. 2-3, pp. 123-134.
21. Boduen A. Ya., Petrov G. V., Diakite M. L. L., Boginskaya A. S., Spynu A. Yu. Noble metal concentration in processing of sulfide ore dust and slag waste. Journal o f Mining Institute. 2013, vol. 202, no. 3, pp. 164-167. [In Russ].
22. Abramov A. A. Concept of construction of selective collecting agents. Fiziko-tekhni-cheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopayemykh. 2011, no. 1, pp. 90-104. [In Russ].
23. Solozhenkin P. M. Mechanism of interaction between xanthate homologues and minerals during flotation by computer modeling data. 50 let rossiyskoy nauchnoy shkole kompleksnogo osvoeniya nedrzemli. Materialy Mezhdunarodnoy nauchno-prakticheskoy konferentsii [Russian School of Integrated Subsoil Management is 50: International Conference Proceedings], Moscow, 2017, pp. 368-372. [In Russ].
24. Rudolph M., Hartmann R. Specific surface free energy component distributions and flota-bilities of mineral microparticles in flotation - An inverse gas chromatography study. Colloids and Surfaces A: Physicochemical and Engineering Aspects. 2017, vol. 513, pp. 380-388.
25. Mohammadi-Jam S., Burnett D. J., Waters K. E. Surface energy of minerals - Applications to flotation. Minerals Engineering. 2014, vol. 66, pp. 112-118.
26. Dodin D. A., Polferov D. V., Tarnovetskiy L. L., Chernyshov N. M. Platinum-and-metal deposits in the world, vol. 1. Platinometalnye malosul'fidnye mestorozhdeniya vritmichno rass-loennykh kompleksakh [Platinum-and-metal low-sulfide deposits in in rhythmic-bedded formations], Book 1, Moscow, Geoinformmark, 1994, 279 p.
27. Ryaboy V. I., Shenderovich V. A., Kretov V. P. Aeroflot agents in ore flotation. Oboga-shchenie Rud. 2005, no. 6, pp. 43-44. [In Russ].
28. Tsemekhman L. Sh., Tsymbulov L. B., Pakhomov R. A., Popov V. A. Behavior of platinum metals during sulfide copper-nickel raw materials processing. Tsvetnye metally. 2016, no. 11, pp. 50-56. [In Russ].
29. Cilek E. C., Yilmazer B. Z. Effects of hydrodynamic parameters on entrainment and flotation performance. Minerals Engineering. 2003, vol. 16, no. 8, pp. 745-756.
30. George P., Nguyen A. V., Jameson G. J. Assessment of true flotation and entrainment in the flotation of submicron particles by fine bubbles. Minerals Engineering. 2004, vol. 17, no. 7-8, pp. 847-853.
31. Rudawska A., Jacniacka E. Analysis for determining surface free energy uncertainty by the Owen-Wendt method. International Journal of Adhesion and Adhesives. 2009, vol. 29, no. 4, pp. 451-457.
32. Janssen D., Palma R. D., Verlaak S., Heremans P., Dehaen W. Static solvent contact angle measurements, surface free energy and wettability determination of various self-assembled monolayers on silicon dioxide. Thin Solid Films. 2006, vol. 515, no. 4, pp. 1433-1438.
33. Alexander D. J., Morrison R. D. Rapid estimation of floatability components in industrial flotation plants. Minerals Engineering. 1998, vol. 11, no. 2, pp. 133-143.
34. Alexandrova T. N., Romashev A. O., Kuznetsov V. V. Development of a methodological approach to establishing the floatability of finely disseminated sulfides. Obogashchenie Rud. 2020, no. 2, pp. 9-14. [In Russ].
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Александрова Татьяна Николаевна1 - д-р техн. наук, профессор, зав. кафедрой,
Афанасова Анастасия Валерьевна1 - канд. техн. наук, ассистент кафедры,
Кузнецов Валентин Вадимович1 - аспирант, e-mail: [email protected], Абурова Валерия Александровна1 - студент, 1 Санкт-Петербургский горный университет. Для контактов: Кузнецов В.В., e-mail: [email protected].
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
T.N. Aleksandrova1, Dr. Sci. (Eng.), Professor, Head of Chair,
A.V. Afanasova1, Cand. Sci. (Eng.),
Assistant of Chair,
V.V. Kuznetsov1, Graduate Student,
e-mail: [email protected],
V.A. Aburova1, Student,
1 Saint-Petersburg Mining University,
199106, Saint-Petersburg, Russia.
Corresponding author: V.V. Kuznetsov,
e-mail: [email protected].
Получена редакцией 15.03.2021; получена после рецензии 28.06.2021; принята к печати 10.12.2021. Received by the editors 15.03.2021; received after the review 28.06.2021; accepted for printing 10.12.2021.
