Медно-молибденовая руда являются главным источником производства получения меди и молибдена. Медно-молибденовая руда являются наиболее сложными и трудными объектами для коллективной флотации. Характерной особенностью этих руд является то, что наряду с молибденита медь представлена различными сульфидами: первичным (халькопиритом) и вторичными (борнит, халькозин и ковеллин). Обогащение медно-молибденовых руды и производства коллективного концентрата.
Ключевые слова: медно-молибденовая руда, проба руды, содержание, измельчение, флотация, концентрат, хвосты.
Copper-molybdenum ore is the main source of production for the production of copper and molybdenum. Copper-molybdenum ore are the most complex and difficult objects for collective flotation. A characteristic feature of these ores is that, along with molybdenum, copper is represented by various sulfides: primary (chalcopyrite) and secondary (bornite, chalcosine and covellin). Enrichment of copper-molybdenum ores and production of collective concentrate.
Keywords: copper-molybdenum ore, ore sample, content, crushing, flotation, concentrate, tailings.
1. Введение
В Казахстане возросло значение месторождений меди и молибдена, а также молибденовой промышленности в мире. В связи с этим целью данного исследования было оценить флотационные характеристики низкосортной порфировой медно-молибденовой руды, полученной на Восточно-Коунрадском месторождении. Было исследовано влияние нескольких параметров, таких как размер частиц, рН, типы и количество собирателя, депрессора и пенообразователя, на процесс флотации. На основании результатов, полученных в ходе этого исследования, было установлено, что сосновое масло в качестве пенообразователя и сульфид натрия в качестве депрессора при рН 10 являются оптимальными параметрами для флотации молибденитовой руды.
Результаты показали, что содержание меди в коллективном концентрате составляет в среднем 2,3 %. Содержание меди в хвостах коллективной медно-молибденовой флотации составляет 0,35 %. Извлечение меди из коллективного концентрата составляет 8,6 %. Содержание молибдена в коллективном концентрате составляет в среднем 5,2 %. Извлечение молибдена из коллективного медно-молибденового концентрата составляет в среднем 5,2 %. Извлечение молибдена из коллективного концентрата составляет 11,5 %. Содержание молибдена в хвостах коллективной медно-молибденовой флотации составляет 0,14 %. Предлагается следующая полная технологическая схема обогащения исходной медно-молибденовой руды.
2. Методы и разработки
В качестве объекта исследования была представлена медно-молибденовая руда Восточно-Коунрадского месторождения медно-молибденовой руды, добытой на руднике № 6. Подготовка руды осуществлялась механическим способом на щековые и валковые дробилки и дисковый измельчитель, с обязательным соблюдением четырехступенчатого цикла: дробление, просеивание, перемешивание по кольцево-конусному методу и измельчение на делителе Джонсона. Конечный диаметр частиц образца, отправленного на анализ, составляет 200 меш, или 0,074 мм. Снижение поступающего веса пробы руды и продуктов обогащения для химического анализа регулировалось главным условием — сохранением достоверного веса, определяемого по известной формуле проф.:
Q = kd,
где: Q- достоверный вес пробы, K — коэффициент, учитывающий неравномерность минерализации для месторождений (0,3–0,6), в нашем случае принятый 0,5 для медных руд; d — диаметр измельчаемых частиц в мм. был применен в соответствии со схемой пробо-подготовки.
С целью выявления минеральных срастаний минералов, в частности, при дроблении и измельчении исследуемой руды были получены минералы меди и молибдена из горных пород. Исходный образец руды размером 20 мм был измельчен до 10 мм в лабораторной щековой дробилке среднего дробления до размера 2,5 мм. Данные о гранулометрическом составе измельченной руды размером 2,5 мм и дробленой руды приведены в таблице 1.
Таблица 1
Результаты гранулометрического анализа образца руды с последующим снижением верхнего предела крупности с 40 до 5 мм
Крупность классов, мм |
Крупность дробленой руды, мм |
|||||
40 |
10 |
2,5 |
||||
выход. % |
Объем производства. % |
Выход. %. % |
||||
Частное |
Всего |
Частное |
Всего |
Частное |
Всего |
|
Больше чем 40 мм |
1.15 |
1.15 |
- |
- |
- |
- |
20–40 |
29.05 |
30.20 |
2.43 |
2.43 |
- |
- |
10–20 |
44.26 |
74.46 |
41.14 |
43.57 |
2.28 |
2.28 |
5–10 |
10.02 |
84.48 |
26.70 |
70.27 |
44.26 |
46.54 |
2.5–5 |
8.17 |
92.65 |
16.49 |
86.76 |
31.78 |
78.32 |
0–2.5 |
7.37 |
100 |
13.24 |
100.0 |
21.68 |
100.0 |
Руда |
100 |
- |
100 |
- |
100 |
|
Для того чтобы выявить полезные компоненты руды из горных минералов в ходе флотационных процессов обогащения, необходимо провести процесс измельчения исследуемого образца руды. Выбор требований к крупности измельчаемого продукта осуществлялся путем изучения влияния крупности исходного сырья на результаты цикла основной коллективной флотации исследуемой медно-молибденовой руды.
Выбор этого класса крупности (65 % от класса — 0,0074 мм) при измельчении обусловлен устойчивостью минерала молибдена. Во время молибденовой флотации коллективного медно-молибденового концентрата вторая стадия измельчения будет осуществляться в ходе селективной флотации руды. На основании полученных данных о крупности, раскрытие минеральных соединений класса крупности -0,074 мм в исследуемой руде происходит за 40 минут измельчения. Этот класс крупности предназначен для процесса флотации.
Принятый реагентный режим флотации: в процессе измельчения добавляли известь (CaO) для создания рН среды, равной 10,0; сульфид натрия (Na2S) для сульфидизации минералов. В контур коллективной медно-молибденовой флотации поданы сборщики (керосин, бутиловый ксантогенат натрия), пенообразователь Т — 80, жидкое стекло (Na6SiO3) для подавления пустой породы. Затраты на реагенты: керосин — 200 г/т (2 капли); бутиловый ксантогенат — 120 г/т (12 мл); T-80–90 г/т (9 мл); Na6SiO3–350 г/т (35 мл). Время флотации 17–18 минут.
На основе данной технологической схемы получения коллективного медно-молибденового концентрата могут быть получены селективные медные и медно-молибденовые концентраты с высокими концентрациями меди и молибдена. Полученные продукты обогащения: коллективный медно-молибденовый продукт и хвосты флотации были переданы на анализ с определением содержания следующих элементов: меди, молибдена, рения и других. Результаты рентгено-флуоресцентного анализа представлены в таблице 2 ниже.
В результате микроскопического исследования концентрата, в качестве основных компонентов, были выявлен малахит, и в меньшем количестве черные частицы оксида халькоцита, а также тенорита.
Схема для испытание представлена ниже. Такое извлечение включает дополнительное получение Cu и Mo в результате флотации крупнозернистой фракции при обесшламливании хвостов.
Рис. 1. Схема процесса
Таблица 2
Флуоресцентный анализ
Определенный показатель |
номер протокола испытаний |
||||
7815 |
7816 |
7817 |
7818 |
7819 |
|
концентраты после обогащения |
«хвосты»от обогащения |
||||
Химический состав, % |
|||||
SiO |
40.94 |
37.35 |
35.27 |
81.22 |
81.91 |
Al,O |
5.09 |
7.79 |
4.98 |
10.21 |
9.58 |
FecO› |
19.26 |
17.89 |
17.98 |
6.71 |
6.89 |
PzO‹ |
0.113 |
0.115 |
0.113 |
0.023 |
0.020 |
S |
14.5 |
16.26 |
19.52 |
0.059 |
0.068 |
CaO |
2.95 |
3.03 |
3.02 |
0.10 |
0.10 |
Mo |
4.09 |
5.09 |
6.44 |
0.18 |
0.10 |
TiO |
0.29 |
0.22 |
0.21 |
0.22 |
0.27 |
Cu |
2.36 |
2.28 |
2.28 |
0.41 |
0.29 |
W |
0.02 |
0.02 |
0.02 |
0.02 |
0.01 |
V |
0.46 |
0.40 |
0.49 |
0.39 |
0.36 |
C |
9.03 |
8.67 |
8.77 |
0.23 |
0.18 |
Ni |
0.03 |
0.03 |
0.04 |
0.03 |
0.03 |
Au |
отс |
отс |
отс |
отс |
OTG |
Re |
0.42 |
0.43 |
0.42 |
0.15 |
0.15 |
Be |
отс |
отс |
отс |
отс |
OTG |
Zn |
0.143 |
0.102 |
0.142 |
0.023 |
0.016 |
Sn |
отс |
0,02 |
отс |
0,01 |
0.01 |
Pb |
0.30 |
0.30 |
0.30 |
0.01 |
0.01 |
Ag |
отс |
отс |
отс |
отс |
отс |
Фазовый анализ, квантовое распределение. %" |
|||||
SiO2 |
40.0 |
42.0 |
40.0 |
36.0 |
80.0 |
MoS |
11.0 |
11.0 |
18.0 |
||
Мо 3 S 4 |
0.5 |
0.5 |
0.5 |
||
AIMo 3 |
0.5 |
0.5 |
0.5 |
||
ALP |
0.5 |
0.5 |
0.5 |
||
(FeMo 3 S4) 3.25 |
2.0 |
2.0 |
2.0 |
||
AlFe 3 |
0.5 |
0.5 |
0.5 |
||
FeS 2 |
7.0 |
7.0 |
7.0 |
7.0 |
6.0 |
Cu 2 S |
20.0 |
18.0 |
17.0 |
||
Cu FeSc |
4.0 |
5.0 |
7.0 |
||
ZnS |
2.0 |
2.0 |
1.0 |
||
C 2 CaO 4 |
0.5 |
0.5 |
0.5 |
||
Fe |
10.0 |
10.0 |
10.0 |
2.0 |
3.0 |
3. Результаты и обсуждение
Результаты исследований показали, что оптимальной температурой селекции в данном случае является 70 0 С. При этом получен молибденовый концентрат с содержанием молибдена 26,5 % при извлечении 65,7 %. Проведены исследования на определение оптимального расхода сернистого натрия при температуре 70 0 С. Расход сернистого натрия меняли от 2,5 до 25 кг/т. Результаты проведенных исследований показали, что повышение температуры в цикле селекции до 70 0 С значительно снижает расход сернистого натрия в цикле селекции коллективного медно-молибденового концентрата с 25 до 5 кг/т.
Рис. 2. Флотационная схема получения медного концентрата
При расходе керосина 150 г/т получен молибденовый концентрат с содержанием молибдена 27,1 % при извлечении 68,1 %. Поэтому оптимальным расходом керосина в цикле селекции принимается расход 120 г/т. Далее медный промпродукт, полученный после извлечении молибдена, направлялся на медную флотацию. Схема флотации включала основную медную флотацию, контрольную флотацию и две перечистки медного концентрата.
Результаты таблицы показывают, что оптимальным расходом бутилового ксантогената в цикле медной флотации является 90 г/т. При этом получен медный концентрат с содержанием меди 28,0 % при извлечении 87,26 %. Таким образом, по результатам исследований отработана технология селекции коллективного медно-молибденового концентрата руды Восточно-Коунрадского месторождения с применением базовых реагентов. В качестве базовых реагентов применялись сульфид натрия, бутиловый ксантогенат натрия, керосин, Т-80.
4. Заключение.
На основании анализа лаборатории инженерно-исследовательского центра ТОО «KSP Steel» содержание меди в коллективном концентрате составляет в среднем 2,3 %. Содержание меди в коллективных хвостах медно-молибденовой флотации составляет 0,35 %. Извлечение меди из общего концентрата составляет 8,6 %. Содержание молибдена в общем концентрате составляет в среднем 5,2 %. Извлечение содержанием молибдена в коллективном медно-молибденовом концентрате составляет в среднем 5,2 %. Извлечение молибдена из коллективного концентрата составляет 11,5 %. Содержание молибдена в хвостах коллективной медно-молибденовой флотации составляет 0,14 %. На основании этих данных можно сделать вывод о необходимости полного цикла флотации медно-молибденовой руды с получением селективных концентратов меди и молибдена, с повышенными концентрациями их в исходных элементах.
5. Благодарности
Выражаю особую благодарность моему научному руководителю кандидату геолого-минералогических наук, профессору Казахско-Британского технического университета Коробкину Валерию Васильевичу за важнейшие советы при проведении исследования и подборе материалов для данной статьи.
Литература:
1 Методические рекомендации по применению Классификации запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых. Москва, 2007
2 Марченко Н. В. Металлургия тяжелых цветных металлов. Красноярск, ИПК СФУ, 2009 с. 14–15
3 Беспаев Х. А., Мирошниченко Л. А. Атлас моделей месторождений полезных ископаемых. Алматы: Наука, 2004. — 135 с.
4 Полезные ископаемые Казахстана. Объяснительная записка к карте полезных ископаемых Казахстана масштаба 1:1000000/И. И. Никтиченко и др. Кокшетау, 2002. — 188 с.
5 Кулкашев Н. Т., Байбатша А. Б. О генетической классификации месторождений полезных ископаемых//Сатпаевские чтения: Проблемы геологии и минерагении развития минерально-сырьевых ресурсов. Алматы, 2010, с. 192–198.
6 Байбатша А. Б. О новом взгляде на геологическое строение и геодинамическое развитие территории Казахстана//Изв. НАН РК. Серия геол. 2008. № 2. С. 66–74.
7 Глубинное строение и минеральные ресурсы Казахстан. Металлогения том II. Алматы, 2002–287 с.
8 Полькин С. И., Адамов Э. В. Обогащение руд цветных металлов. — М:. Недра, 1983 94–100 с.
9 Абрамов А. А., Леонов С. Б. Обогащение руд цветных металлов. — М:. Недра, 1991 276–278 с.
10 Глембоцкий В.А., Классен В.И. Флотационные методы обогащения. — М.: Недра, 1981.