Краткая априорная информация об исследованиях технологических свойств полезных ископаемых

Наиболее простыми и экономичными являются гравитационные и магнитные методы обогащения. Разделение в тяжелых суспензиях и отсадку обычно применяют для обогащения материала крупнее 6—8 мм (тяжелые суспензии) и 0,5 мм (отсадка). Материал крупностью -2 мм обогащают на концентрационных столах, винтовых и конусных сепараторах, суживающихся желобах, шлюзах и др.

Магнитную сепарацию применяют для обогащения сильно- и слабомагнитных руд и продуктов обогащения. Руды и продукты обогащения, содержащие магнетит, маггемит, титаномагнетит и пирротин, испытывают на обогатимость, применяя магнитную сепарацию в слабом магнитном поле. При испытании руд и продуктов обогащения, содержащих оксиды, гидрооксиды и карбонаты железа и марганца, ильменит, вольфрамит и некоторые железные силикаты, используют магнитную сепарацию в сильном магнитном поле. Магнитную сепарацию применяют также в сочетании с другими процессами. Например, при содержании в рудах наряду с магнетитом немагнитных оксидов железа испытывают магнито-флотационную или магнито-гравитационную схемы, а также сочетание магнитной сепарации в слабом и сильном полях.

Электрическое обогащение следует испытывать в тех случаях, когда другие, более экономичные методы не позволяют получить удовлетворительные результаты разделения, а разделяемые минералы различаются по электропроводности (особенно поверхностной) или контактной электризации. Электрическое обогащение эффективно при доводке редкометалльных концентратов (этим методом отделяют рутил и ильменит от циркона, монацита, ставролита, турмалина, силлиманита, граната и кварца).

При наличии в руде Au, Ag, Pt и других драгоценных металлов, не только взаимосвязанных с основными полезными минералами, но и находящихся в виде самостоятельных включений, предусматривается их извлечение гравитационными процессами, а также цианированием, амальгамацией, пенной сепарацией и флотацией.

Если ценные компоненты руды представлены легкофлотируемыми и относительно тонковкрапленными минералами, то такую руду подвергают испытанию флотацией. Для сульфидных руд в основном применяют флотационный метод обогащения.

Если в руде наряду с легкофлотируемыми минералами содержатся относительно труднофлотируемые тяжелые и хрупкие минералы, то применяют комбинированные гравитационно-флотационные схемы. В этом случае иногда возникает необходимость предусмотреть операции доводки до кондиционного качества выделенных в начале процесса гравитационных концентратов (пленочную и пенную флотацию, пенную и магнитную сепарацию и др.). При наличии в руде преимущественно относительно крупных включений ценных минералов выясняют возможность выделения их гравитационным или другими методами. Если руда характеризуется неоднородной вкрапленностью ценных минералов, то испытывают комбинированные схемы, включающие различные методы обогащения.

При переработке труднообогатимых руд, которые не обогащаются обычными методами, применяют химико-металлургические операции: выщелачивание, обжиг, пиро- и гидрометаллургию.

В схемах обогащения алмазоносных коренных пород предусматриваются следующие операции:

- дезинтеграция исходного материала для обособления алмазов и других наиболее плотных и твердых включений от относительно мягкого цемента (при условии сохранности кристаллов алмазов);

- разделение полученных твердых компонентов на основе различий в их физических свойствах (плотности, магнитной проницаемости, электропроводности и др.) на две фракции, в одной из которых, значительно меньшей по объему, должны концентрироваться алмазы;

- извлечение алмазов из полученного концентрата.

Дезинтеграцию выветрелых кимберлитов осуществляют с помощью метода избирательного истирания. Для плотных кимберлитов одного истирания недостаточно, и первой стадией дезинтеграции является дробление с использованием дробильных аппаратов, в которых происходит спокойное раздавливание (нажатие). Необходима стадиальность операций дробления и введение обогатительных операций после каждой стадии во избежание излишнего передрабливания как однородных зерен твердых включений, так и кристаллов алмазов.

Трудность высвобождения кристаллов алмаза из кимберлитовой брекчии зависит также от глубины, с которой взята проба, причем по мере увеличения глубины нижний предел дробления, необходимый для удовлетворительного последующего извлечения алмаза, понижается.

Немаловажное значение при обогащении имеет выбор и установление верхнего предела крупности материала, направляемого на обогащение. Этот предел связан с величиной цельных кристаллов, встречающихся в месторождениях. Верхний предел крупности в типовой схеме обогащения для плотных коренных пород принят равным 25 мм. Для обнаружения целых кристаллов крупностью +25 мм материал крупнее 25 мм перед тем, как направить его на дробление или в отвал, подвергают рудоразборке. Дробление, точнее додрабливание хвостов обогатительных операций, иногда оказывается необходимым и при обработке выветрелого материала, но в этом случае главная роль принадлежит избирательному истиранию.

Легкая обогатимость кимберлитов гравитационными методами дает основания для включения в схему обогащения как мокрой, так и воздушной отсадки. Благоприятными условиями для применения воздушной отсадки являются большая пористость и небольшая плотность кимберлитов. В связи с небольшим содержанием тяжелой фракции степень сокращения обрабатываемого материала при этом оказывается значительной. Небольшая разница между плотностями алмаза и сопутствующих минералов вызывает необходимость проведения операции обогащения при довольно узкой шкале классификации, поэтому перед отсадкой вводится операция подготовительного грохочения.

Концентрация песчано-галечного материала крупностью свыше 2 мм может быть успешно осуществлена разделением в тяжелых суспензиях плотностью 2700 кг/м3. Концентрировать песчано-галечный материал крупностью < 2 мм можно и на концентрационном столе. Ho наблюдающееся в этом случае явление пленочной флотации зерен алмазов, приводящее к потере кристаллов, заставляет обогащать этот материал отсадкой.

Заметная разница в электропроводности и магнитной проницаемости составных частей концентратов отсадки дает возможность применения электрической и магнитной сепарации для сокращения объема материала перед последней операцией — рентгенолюминесцентной сепарацией.

Перед рентгенолюминесцентной сепарацией весьма эффективной оказывается операция избирательного истирания концентратов, при которой, помимо значительного сокращения их объема за счет превращения в шлам примазок и зерен пустой породы, счищается поверхность как самих алмазов, так и других твердых включений (ильменита и др.). Это способствует более качественному проведению операций конечной обработки.

Для обработки гравитационных концентратов можно также применять сепарацию на липких поверхностях, перед которой желательно ввести избирательное истирание («обдирку») для снятия «пленок» с кристаллов алмазов и полного их освобождения от сростков пустой породы.

Нижний предел крупности обрабатываемого материала определяется экономическими соображениями. Следует учитывать сложность извлечения алмазов мельче 0,5 мм, а также относительно небольшую точность методики подсчета запасов этого полезного ископаемого (±10 %). Поэтому нижний предел крупности обычно принимают равным 0,5 мм. При обработке проб с участков, отличающихся большим содержанием алмазов крупностью менее 0,5 мм, нижний предел рекомендуется снижать до -0,2 мм.

На рис. 4.1 дана схема обогащения кимберлитов мокрым способом. После крупного дробления до 200 (150) мм, осуществляемого вручную с предварительным контрольным грохочением, материал крупностью -200 (-150) мм поступает на вторую стадию дезинтеграции, которая в зависимости от степени выветрелости кимберлитов различна.

При обработке выветрелых кимберлитов весь исходный материал поступает на операцию промывки с грохочением, при которой достигается частичная дезинтеграция и отсев класса +25 мм, который направляется далее в среднее дробление. При обработке сильно выветрелых кимберлитов материал +25 мм желательно направлять на избирательное измельчение в шаровых мельницах при работе их в режиме истирания или другой аппаратуре.

Плотный кимберлит после крупного дробления с предварительным контрольным грохочением поступает непосредственно в среднее дробление до 25 мм. Весь материал перед поступлением в среднее дробление просматривается на ленте с целью выбора алмазов, высвободившихся в предыдущих операциях. После среднего дробления материал поступает в обес-шламливающие аппараты, из которых зернистая фракция направляется на подготовительное грохочение перед отсадкой.

В процессе отсадки происходит разделение материала по плотности 3150—3200 кг/м3 на легкую фракцию (хвосты) и тяжелую фракцию (концентрат); в последней концентрируются кристаллы алмазов. Отсадке подвергаются раздельно классы: -25+8; -8+4; -4+2 и -2 мм (класс -2 мм после предварительной гидроклассификации). Хвосты отсадки мелких классов -4 или -2 мм направляются в отвал, а хвосты отсадки классов +4 и +8 мм поступают на додрабливание с последующим обогащением. Крупность материала, направляемого на додрабливание, определяется степенью выветрелости кимберлита. Обычно при обработке кимберлита из верхних, выветрелых горизонтов доизмельчению подвергают только класс +4 мм, при обработке кимберлита из нижних горизонтов — также и класс +2 мм. В отдельных случаях при поисковых работах с применением упрощенной схемы- обогащения кимберлита из нижних горизонтов доизмель-чают только класс +4 мм. Таким образом, обработка материала крупностью +4 (+2) мм производится в замкнутом цикле. Степень сокращения материала после отсадки составляет 50—100.

Извлечение кристаллов алмазов из гравитационных концентратов в зависимости от их вещественного состава производится по двум самостоятельным вариантам. При наличии в исходном материале незначительного количества люминесцирующих зерен пустой породы концентрат обрабатывают способом рентгенолюминесцентной сепарации с предварительным применением магнитной и электростатической сепарации для сокращения объема мелких классов. При большом количестве люминесцирующих зерен пустой породы обработка концентрата осуществляется обогащением на липких поверхностях с предварительным сокращением объема материала магнитной сепарацией.

При обработке гравитационных концентратов по первому варианту концентрат подвергают сушке и обдирке. Вследствие истирания пустой породы объем концентратов при этом сокращается в 5—10 раз. Затем производится контрольное грохочение на ситах с размером отверстий 8, 4, 2, 1 и 0,5 мм. Материал крупнее +2 мм поступает на рентгенолюминесцентную сепарацию, а классы -2 мм — на электросепарацию (иногда с предварительным магнитным обогащением с целью сокращения объемов для последующего рентгенолюминесцентного процесса). Хвосты рентгенолюминесцентной сепарации, электросепарации, магнитной сепарации и подрешетный материал грохота (класс -0,5 мм) направляются в отвал, а при наличии сростков — на додрабливание. Концентрат рентгенолюминесцентной сепарации просматривается на рентгеноскопическом приборе с целью окончательного извлечения из него кристаллов алмаза.

При обработке по варианту II концентраты после обдирки направляют на грохочение для отделения шламов и затем на обогащение на липких поверхностях (желательно с предварительной магнитной сепарацией для выделения магнитных частиц, засоряющих липкую поверхность). Хвосты липкостной сепарации направляются в отвал, а концентрат подвергается сортировке.

Отличительной особенностью этой схемы является ее гибкость, позволяющая в каждом конкретном случае в зависимости от вещественного состава исходного материала обоснованно применять те или иные методы обогащения на отдельных стадиях обработки.

Степень сокращения материала после обогащения зависит от вещественного состава кимберлитовой брекчии и колеблется от 104 до 107 раз.

При сухом обогащении кимберлитов в схему обработки (рис. 4.2) добавляется операция сушки материала крупностью -25 мм, направляемого в дальнейшем на дезинтеграцию, основанную на различии в истираемости составных частей кимберлитовой брекчии. После дезинтеграции истиранием материал поступает на грохочение с целью получения классов: -25+16; -16+8; -8+4; -4+2 и -2 мм. Классы +8 и +4 мм направляются на рентгенолюминесцентную сепарацию, классы -4+2 мм и -2 мм — на пневматическую отсадку (с предварительным обесшламливанием класса -2 мм методом центробежной сепарации). Концентраты пневматической отсадки класса +2 мм направляются на рентгенолюминесцентную сепарацию непосредственно, а концентрат класса -2+0,5 мм — только после предварительной электростатической сепарации. Хвосты от всех процессов направляются в отвал. Концентраты рентгенолюминесцентной сепарации поступают на рентгеноскопическое определение.

На рис. 4.3 приведен один из вариантов схемы для обогащения керна из буровых скважин, обработка которого (ввиду относительно равномерного распределения алмазов в кимберлитовой породе), вероятно, сможет заменить крупнообъемное опробование.

Для технологической оценки алмазоносных песков с целью правильного выбора схемы их обогащения необходимо иметь данные о степени их про-мывистости, гранулометрическом и вещественном составах, степени ока-танности и форме зерен песчано-галечного материала, магнитных и электрических свойствах отдельных компонентов, количестве светящихся в рентгеновских лучах минералов тяжелой фракции, а также данные, характеризующие свойства поверхности алмазов и пустых пород.

Степень промывистости песков в первую очередь зависит от минералогического состава глины, связывающей песчано-галечный материал, а также от степени обводненности глинистых частиц и состава обменных катионов.

В существующей в настоящее время классификации алмазосодержащие пески по степени трудности обособления песчано-галечного материала от глины подразделяются на пять категорий (табл. 4.1). Эта классификация основана на подразделении по гранулометрическому составу исходного рыхлого материала и не всегда отражает действительную промывистость.

Для определения степени обогатимости песчано-галечной фракции алмазоносных песков принята соответствующая классификация (табл. 4.2), основанная на количественном содержании тяжелой и промежуточной фракции в этом продукте.

Алмазоносные пески, представляющие собой рыхлый или сцементированный глиной песчано-галечно-валунный материал, обрабатываются в основном по той же схеме обогатительных операций, что и коренные породы. Различны только подготовительные и частично конечные операции.

Выбор верхнего предела крупности при обработке песков из россыпных месторождений определяется необходимостью иметь полуторакратный запас для свободного прохождения через сито встречающихся в россыпях крупных кристаллов алмазов.

Нижний предел крупности обусловливается экономическими соображениями, трудностью извлечения зерен алмазов мельче 0,5 мм и несовершенством методики подсчета запасов, дающей погрешность до ±10 %. При значительном содержании в россыпи кристаллов крупностью -0,5 мм нижний предел снижается до 0,2 мм.

В зависимости от промывистости песков начальная стадия их обработки различна (рис. 4.4). Пески с незначительным содержанием глины (I—III категории) направляются на крупное грохочение, а глинистые пески (IV—V категории) подвергаются промывке, при которой одновременно с отделением от глины песчано-галечного материала отделяется и крупная галька (+16 мм). Продукты крупностью -0,5 мм (-0,2 мм) и +16 мм направляются в отвал, а весь песчано-галечный материал (-16+0,5 мм) подвергается грохочению на четыре класса: -16+8; -8+4; -4+2; -2+0 мм. Класс -2 мм направляется в гидроклассификационный аппарат, где выделяются оставшиеся в нем шламы.

Расклассифицированный и обесшламленный материал подвергается раздельной концентрации методом отсадки, в результате которой получаются две фракции: концентрат (тяжелая фракция) и хвосты (легкая фракция). Хвосты направляются в отвал, а концентрат — на конечную обработку.

В зависимости от вещественного состава песчано-галечного материала степень сокращения при отсадке колеблется от 10 до 20. Общая же степень сокращения после промывки и отсадки изменяется в пределах от 20 до 200. Конечная обработка в зависимости от вещественного состава концентратов осуществляется по двум вариантам. При малом количестве люминесцирующих зерен материал после сушки, контрольного грохочения на ситах с размером отверстий 8, 4, 2, 1 и 0,5 (0,2) мм и электростатического обогащения класса -2 мм направляют на рентгенолюминесцентную сепарацию, концентрат которой поступает на рентгеноскопическое определение, а хвосты идут в отвал.

При большом количестве люминесцирующих зерен гравитационные концентраты сепарируют на липких поверхностях. Хвосты этой сепарации идут в отвал, а концентрат после очистки от жира поступает на минералогическое определение (сортировку). При наличии в концентрате отсадки большого количества магнитных зерен перед сепарацией на липких поверхностях производят его магнитную сепарацию. Общая степень сокращения материала при обогащении изменяется в пределах от 10в3 до 10в7.

При мелкообъемном опробовании россыпных месторождений обработка проб производится по упрощенной схеме (рис. 4.5).

Пробы (объемом 0,5—1 м3) классифицируются на три класса: +4; -4+1 и -1 мм. Первый и последний классы являются отвальными продуктами, а класс -4+1 мм направляется на отсадку, концентрат которой обрабатывается на рентгенолюминесцентном аппарате, а хвосты удаляются в отвал.

Вторичными коллекторами алмазов могут являться гравелиты и конгломераты — сцементированные обломочные породы. Для обогащения большое значение имеет состав цемента, точнее — его прочность, обусловливающая методику обработки материала. Цемент условно подразделяют на две группы: известковый и кварцевый. В отдельных случаях цемент пропитывают оксидами железа.

Схема подготовительных операций к дальнейшему обогащению конгломератов с известковым цементом заключается в двухстадиальной дезинтеграции исходного материала и обесшламливании полученного продукта перед направлением его на дальнейшее обогащение, которое проводят по схеме обработки россыпей (рис. 4.4).

Первую стадию дезинтеграции успешно осуществляют методом само-дробления породы в барабанах-дезинтеграторах, вторую — методом истирания, при котором в шламовую фракцию переходит более мягкий цемент, а галечный материал направляется на дальнейшую обработку. Верхний предел крупности конгломератов, идущих на обогащение, взят 16 мм, а не 25 мм, из тех соображений, что кристаллы крупнее 15 мм во вторичных коллекторах (конгломератах и россыпях) не встречались, а повышение верхнего предела, как известно, усложняет обработку.

Схема подготовительных операций к обогащению гравелитов с кварцевым цементом заключается в сочетании двух стадий дробления, измельчения и дезинтеграции истиранием с соответствующими контрольными грохочением и обесшламливанием. Схема собственно обогатительных операций аналогична схеме обработки россыпей (см. рис. 4.4).

Россыпи золота, платины, касситерита, вольфрамита, ильменита, рутила, циркона и других минералов, находящихся в свободном состоянии, обогащают без предварительного дробления и измельчения. Полезные минералы россыпей, характеризующиеся большой плотностью, сравнительно легко выделяются гравитационными методами. Перед обогащением россыпей из них удаляют валуны, галю и посторонние предметы. Иногда производят обесшламливание дезинтеграцией (промывкой, классификацией). Первичное обогащение россыпей с максимально возможным извлечением всех тяжелых минералов осуществляют на шлюзах, отсадочных машинах, винтовых и конусных сепараторах, струйных концентраторах и других аппаратах для гравитационного обогащения. Доводку концентрата осуществляют на концентрационных столах, флотацией, магнитной и электрической сепарацией.

В технологических схемах обогащения оловянных россыпей операции дезинтеграции и грохочения объединены в одном аппарате — скруббере. В лабораторных условиях для этой цели используются установки типа ПОУ либо операции проводят вручную.

В результате дезинтеграции и грохочения исходные пески разделяются на два продукта — эфеля и галю. Крупность гали установлена на основании предварительного изучения фанулометрического состава россыпи и проведения гравитационного анализа.

В случае применения для операции дезинтеграции и грохочения установки типа ПОУ следует тщательно контролировать выделенную галю на содержание в ней глинистых шариков, которые образуются во вращающемся барабане. На них могут налипать (накатываться) свободные зерна касситерита и теряться с отвальной галей.

После проведения дезинтеграции и грохочения галя и эфеля должны быть взвешены и опробованы для определения потерь олова и попутчиков с галечным материалом.

Отсадка эфелей — основной процесс, принятый для первичного обогащения оловянных россыпей. Он характеризуется большой производительностью и получением высоких результатов по извлечению олова. Процесс осуществляется в отсадочных машинах различных типов, в том числе и лабораторных. Полученные в лабораторных условиях данные обычно хорошо воспроизводятся в отсадочных машинах.

В результате отсадки получают три продукта: надрешетный, подрешет-ный и отвальные хвосты. Надрешетный продукт аккумулирует в себе крупные свободные зерна касситерита, его сростки с пустой породой, а также другие крупные зерна тяжелых минералов. Подрешетный продукт представлен мелкими зернами и сростками касситерита и других тяжелых минералов, а также пустой породой. Хвосты отсадки — отвальный продукт, из которого в оптимальных условиях извлечена основная масса всех ценных составляющих.

Помимо процесса отсадки в практике обогащения оловянных россыпей используются концентрации на стационарных шлюзах и винтовых сепараторах. Однако по сравнению с отсадкой оба эти процесса имеют недостатки: шлюзы — низкое извлечение олова, особенно мелкого, и высокую трудоемкость в обслуживании; винтовые сепараторы ограничивают исходную крупность питания.

Оценив результаты первой стадии обогащения, осуществляют вторую, то есть обогащение подрешетного продукта на концентрационном столе с целью получения товарного оловянного или коллективного концентрата.

На концентрационном столе получают также три продукта: черновой концентрат, промежуточный продукт и хвосты.

На основании химических анализов указанных продуктов обогащения делается вывод о необходимости доводки чернового концентрата, если он не отвечает требованиям государственных стандартов по содержанию основного компонента и примесей, а также решается вопрос о перечистке промежуточного продукта и хвостов стола, если содержание олова и попутчиков в них превышает отвальное.

Технологическая схема доводки чернового концентрата определяется его вещественным составом. Если черновой концентрат не содержит ограниченных ТУ вредных примесей, то для получения товарного концентрата более высокой марки ограничиваются простой механической перечисткой чернового концентрата на столе. Если же в результате обогащения на столе получен коллективный концентрат, то необходима разработка схемы доводки, обеспечивающей получение селективных концентратов по всем составляющим.

Разработке схемы доводки чернового концентрата предшествует изучение его вещественного и гранулометрического составов, характера взаимосвязи минералов, распределения касситерита и других попутчиков по классам крупности. Все это определяет выбор методов доводки, позволяющих получить кондиционные концентраты. В практике обогащения оловянных россыпей в схемах доводки концентратов широко используются электромагнитная сепарация в слабых и сильных магнитных полях, электрическая сепарация, флотация сульфидов, флотогравитация и другие процессы.

В промышленных условиях вопрос доводки надрешетного продукта отсадки не вызывает трудностей. В процессе длительной работы отсадочной машины (смена, сутки) на решете машины постепенно накапливаются самородки и крупные сростки тяжелых минералов, которые вытесняют пустую породу. В результате этого надрешетные продукты имеют высокое содержание олова, отвечающее требованиям стандарта.

В лабораторных условиях, когда навески исходного материала сравнительно невелики, накопить богатый продукт на решете машины не удается. Для оценки возможности получения кондиционного концентрата из надрешетного продукта его дробят в замкнутом цикле до -2 мм и обогащают на концентрационном столе. Полученные результаты учитываются при определении конечных показателей обогащения.

Более объективные данные о возможности самодоводки надрешетного продукта на решете машины получены разделением его в тяжелых жидкостях. В этом случае материал обогащается в естественной крупности и исключаются потери ценных компонентов в операциях дробления и обогащения на концентрационном столе.

В отдельных случаях при исследовании элювиальных оловянных россыпей невозможно выделить отвальную по содержанию основного компонента галю. Причиной этого служит относительно тонкое вкрапление касситерита в крупных классах, требующее предварительного дробления. Введение же процесса дробления и тем более тонкого измельчения в технологическую схему обогащения песков россыпей экономически не всегда целесообразно. Решая вопрос необходимости доработки гали, следует так построить схему ее подготовки к обогащению, чтобы затраты на дробление были минимальными. Это достигается более тщательным выбором крупности граничного класса, по которому ведется грохочение исходных песков, и дод-рабливанием гали именно до этого размера.

Например, исследованиями установлено, что грохочение исходных песков перед обогащением в отсадочной машине нужно вести по классу 16 мм, следовательно, галю, содержащую повышенное количество олова, следует додрабливать до -16 мм и вместе с исходным материалом направлять на отсадку.

Используя эту методику, необходимо иметь в виду, что дробленый материал не должен разубоживать надрешетный продукт и препятствовать его «самодоводке» в процессе отсадки. Если же подача дробленой гали будет повышать содержание олова в хвостах отсадки, следует проверить более мелкое дробление и в каждом конкретном случае определить экономически целесообразный предел крупности подаваемой в процесс гали. В случае, если додрабливание гали не дает желаемого эффекта, рекомендуется складировать оловосодержащую галю в спецотвалы.

Первичные золотые руды содержат обычно крупное в большей степени и мелкое золото. Основная масса руд сложена кварцем. Нередко руды засорены вмещающими породами. Основные способы извлечения золота из руд — цианирование и флотация. Этим способам предшествует обычно гравитационное обогащение, реже амальгамация.

При изучении вещественного состава руд необходимо выяснить, с какими минералами связано золото в измельченной руде. Если оно связано с кварцем или другими несульфидными минералами, то флотация менее перспективна, чем цианирование.

Технологические исследования начинают с выяснения возможности обогащения руды сортировкой. При этом стремятся выделить из руды куски вмещающих пород с отвальным содержанием золота. Одновременно оценивают руду или ее фракции с позиций требований к кварцевым флюсам. После этого делят руду тем или иным способом на фракции, различной плотности и определяют возможность обогащения в тяжелых суспензиях. Если при сортировке или обогащении в тяжелых суспензиях будут получены положительные результаты, то дальнейшие исследования проводят с рудой, подвергнутой обработке одним из указанных способов. И только для получения сравнительных данных некоторые эксперименты проводят непосредственно с исходной рудой.

Руды типа конгломератов грохочением делят на две фракции: галю и цементный материал. Фракции анализируют и, если по содержанию золота или осложняющих технологию компонентов они существенно отличаются друг от друга, то их исследуют отдельно. Для одной фракции может оказаться приемлемой флотация, для другой — цианирование. Аналогичные испытания проводят с рудами, оруднение в которых приурочено к трещинам. При добыче, транспортировании и дроблении таких руд рудный материал выкрашивается и обогащает мелкие фракции. Повышенное содержание золота в мелкой фракции — предпосылка к сортировке руд, вскрышных пород или забалансовых руд грохочением. Бедная золотом крупная фракция может оказаться отвальным материалом или строительным камнем, щебенкой.

Измельченные руды подвергают гравитационному обогащению, в первую очередь отсадке. Выход концентрата отсадки не превышает 1,5—2 %. Отсадкой из первичных золотых руд нередко извлекают до 60—70 % золота. Если из исследуемой руды извлечение золота отсадкой сравнительно низкое (< 10—15 %), то вопрос о включении этой операции в технологическую схему решают лишь после получения результатов последующих операций (флотации или цианирования, выполненных на руде и хвостах отсадки). Чаще всего отсадка улучшает результаты последующих операций — содержание золота в хвостах флотации или цианирования снижается, продолжительность цианирования сокращается. В этом случае включение отсадки в технологическую схему обязательно.

Гравитационное обогащение целесообразно проводить в 2 (рис. 4.6) или 3 стадии, причем на первой стадии применять отсадку, а на последующих — обогащение в короткоконусном гидроциклоне или на винтовом сепараторе. Из некоторых золотых руд с крупным и мелким золотом трехстадиальное гравитационное обогащение позволяет извлекать 97 % Au при выходе концентрата -1 %. В таких случаях необходимость в дальнейшей переработке руды отпадает и технология становится безреагентной.

Гравитационный концентрат следует подвергнуть амальгамации в мельнице, а хвосты амальгамации — обработке основным для исследуемой руды способом, то есть флотацией или цианированием. Причем режим флотации или цианирования должен быть таким же, как и для руды. Если хвостов амальгамации для такой обработки недостаточно, то их можно флотировать или цианировать совместно с рудой. При неудовлетворительном извлечении золота из хвостов амальгамации испытывают другие способы обработки или предусматривают отправку этого продукта на металлургический завод.

Вместо амальгамации гравитационный концентрат можно цианировать в интенсивном режиме: при повышенной до 30—35 °С температуре, крепким цианистым раствором (5—10 % NaCN), с подачей в реактор кислорода, при интенсивном перемешивании. В таких условиях за 18—20 ч можно перевести в раствор до 98 % Au.

Опытами по цианированию руды или хвостов отсадки определяют оптимальные значения основных параметров процесса: степени измельчения, продолжительности выщелачивания, плотности пульпы, концентрации цианида. При установлении возможности цианирования грубоизмельченного материала целесообразно испытать раздельное цианирование Песковой и шламовой фракций (Песковой — перколяцией, а шламовой — методом перемешивания). Для трещиноватых руд оказывается приемлемым кучное выщелачивание.

Флотация первичных золотых руд в ряде случаев позволяет получить хвосты, содержание золота в которых близко к содержанию в хвостах цианирования. При флотации в качестве реагентов обычно используют ксантогенаты, дитиофосфаты и сосновное масло. Регуляторы среды для руд без осложняющих компонентов, как правило, не используют. Одним из важных условий нормальной флотации этих руд является хорошее ценообразование. Объем и качество пены возрастают с использованием реагентов ОПСБ, Т-80, ОПСМ, ДС, ИМ-68 или смесей этих реагентов с сосновым маслом.

Хвосты флотации целесообразно классифицировать в гидроциклоне и продукты анализировать на золото. Если песковая фракция окажется обогащенной, то ее без или после доизмельчения подвергают флотации совместно с рудой или отдельно. Содержание золота в Песковой фракции повышается перечисткой ее в гидроциклоне. Для извлечения золота из богатых песков можно испытать и цианирование.

Извлечение золота во флотационный концентрат можно повысить, флотируя в две или три стадии.

Если флотацией отвальных хвостов получить не удается, то для их обработки испытывают цианирование, что на практике применяется редко из-за сравнительно высокой стоимости цианирования. Поэтому лучше в таком случае цианировать всю руду или изыскивать методы улучшения флотации и предшествующего ей гравитационного обогащения с тем, чтобы получить отвальные хвосты.

Золото из флотационного концентрата обычно достаточно полно извлекается цианированием. Цианирование следует испытать на концентрате без его доизмельчения и с доизмельчением.

Золото-серебряные руды помимо золота содержат серебро (от нескольких десятков до сотен граммов на 1 т). Серебро в рудах присутствует как в самородном состоянии и в твердых растворах с другими металлами, так и в форме различных соединений (простых и сложных сульфидов). В первичных золото-серебряных рудах наиболее часто серебро находится в виде акантита, пираргирита, стефанита, полибазита, прустита, самородного серебра. В небольших концентрациях встречаются теллур иды серебра (гессит, сильванит, петцит). В окисленных рудах присутствуют галоид серебра, в основном хлораргирит, сульфат (аргентоярозит), а также самородное серебро. Серебряные минералы в этих рудах часто весьма тесно ассоциированы с глинистым материалом, оксидами железа и марганца. Частицы самородного серебра бывают покрыты оксидом и гидроксидом этих металлов. В рудах отдельных месторождений тонкодисперсное серебро заключено в марганцевых минералах (пиролюзите, псиломелане и др.). Содержание серебра в них достигает 4—5 кг/т. При измельчении руд такое серебро почти не вскрывается.

Гравитационные методы обогащения позволяют концентрировать серебро, но в гораздо меньшей степени, чем золото. Руды обогащают обычно на отсадочных машинах, которые улавливают лишь частицы тяжелых минералов крупнее 0,1 (0,2) мм, в основном самородное серебро, акантит и хлораргирит. Эти минералы наряду с большой плотностью отличаются ковкостью, что предупреждает их переизмельчение. Почти все остальные серебряные минералы хрупкие и при измельчении руд становятся настолько мелкими, что в основном не извлекаются отсадкой. Серебросодержащие минералы марганца имеют плотность < 5000 кг/м3 и также хрупки. Отсадкой они извлекаются плохо. Для повышения извлечения серебра гравитационными способами необходимо путем стадиального измельчения уменьшить переизмельчение серебряных минералов и вместо отсадки (или в дополнение к ней) использовать другие, более эффективные методы.

Амальгамацией извлекается из всех серебряных минералов лишь самородное серебро. Однако по сравнению с золотом серебро хуже смачивается ртутью и частицы серебра чаще, чем частицы золота, имеют на поверхности различные покрытия, препятствующие амальгамации. Амальгамация представляет интерес только для обработки гравитационных концентратов.

Большинство серебряных минералов флотируются сульфгидрильными собирателями. Особенно флотоактивны теллуриды серебра, сульфиды (акан-тит, полибазит, стефанит, прустит и др.), самородное серебро с чистой поверхностью. Известь подавляет флотацию стефанита, пираргирита, прустита и мало влияет на флотацию акантита и полибазита. Сильные подавители многих серебряных минералов, в первую очередь самородного серебра, — сернистый натрий и цианид.

Испытывая флотацию, стремятся получить отвальные хвосты. Минералогическое многообразие серебра затрудняет достижение этой цели. Извлечение серебряных минералов в концентрат повышается при стадиальной флотации, при использовании наряду с сульфгидрильными собирателями оксигидрильных, при флотации обесшламленного материала, при более длительной (до 20—30 мин) обработке пульпы реагентами-собирателями.

Для выделения марганцевых минералов из руд необходимо испытать гравитационные методы, а также магнитную и электростатическую сепарацию. Руды перед этим следует измельчить с периодической классификацией, чтобы уменьшить переизмельчение марганцевых минералов. Электростатическая и магнитная сепарации более эффективны для обогащения обесшламленного материала. Наиболее полно извлекают марганцевые минералы флотацией, которую проводят в содовой среде с оксигидрильными собирателями в сочетании с углеводородными маслами. При наличии в материале шламов пустой породы следует испытать в качестве реагента-подавителя и пептизатора жидкое стекло. Существенно улучшает флотацию марганцевых минералов предварительное обесшламливание. Если в руде имеются сульфиды, то их щелесообразно выделить в первую очередь, флотируя с сульфгидрильньми собирателями.

Необходимо отметить, что выделение серебросодержащих марганцевых минералов из руд является сложной задачей, решение которой затруднено сравнительно низкой флотоактивностью марганцевых минералов и их склонностью к переизмельчению. При решении этой задачи целесообразно испытывать:

- комбинированные способы, включающие обесшламливание, гравитационное и электромагнитное обогащение, флотацию в различных сочетаниях;

- флотацию с раздельной обработкой Песковой и шламовой фракций;

- флотацию после обжига марганцевых минералов, обеспечивающего перевод карбонатов марганца в легкофлотируемый гаусманит (обжиг проводят при 900—1000 °С в течение 1 ч; при этом происходит укрупнение шламовых частиц, что позволяет проводить последующую флотацию без обесшламливания);

- электромагнитное обогащение марганцевых шламов с сильномагнитным носителем, например магнетитом;

- селективную седиментацию марганецсодержащих шламов.

Если шламы состоят из марганцевых минералов, кварца и глин, то, стабилиризируя суспензию последних при соответствующем значении pH добавлением КМЦ, ПАА, гексаметафосфата натрия или других реагентов, осаждают марганцевые минералы и крупные частицы кварца. Дальнейшее разделение осадка осуществляют магнитной сепарацией или флотацией.

Многие серебряные руды, в первую очередь окисленные, можно обрабатывать цианированием. При цианировании наиболее быстро растворяется хлораргирит, труднее — самородное серебро, серебро в природных сплавах с другими металлами и простые сульфиды серебра. He поддаются цианированию полибазит, гессит и аргентоярозит. Разрабатывая режим цианирования серебросодержащих руд, целесообразно испытать выщелачивание растворами повышенной концентрации цианида (до 0,3 % NaCN), более длительное выщелачивание (до 100—200 ч), усиленную аэрацию пульпы, добавление в пульпу свинцовых солей, бромоцианирование. При цианировании руд, содержащих арсенид или теллуриды серебра, полезны добавки реагентов-окислителей: диоксида марганца, перманганата калия, перекиси, натрия или бария. Руды и продукты их обработки с высоким содержанием серебра необходимо цианировать в две-три стадии с заменой растворов перед каждой стадией.

Серебро из цианистых растворов с относительно низким содержанием металла можно осаждать цинковой пылью. Для богатых растворов этот способ малоприемлем из-за большого расхода цинка. Быстро и с высокой селективностью осаждается серебро сернистым натрием, однако расход этого реагента не должен превышать стехиометрического отношения, в противном случае из-за остаточного содержания аниона серы затрудняется последующее осаждение золота и исключается возможность оборотного использования цианистых растворов. Недостатки электролиза как способа осаждения серебра из цианистого раствора заключаются в длительности процесса (3—5 ч) и значительном расходе электроэнергии (3—10 кВт*ч/кг серебра). Эффективно осаждается серебро при подкислении раствора серной кислотой до pH 2,3-2,4; образующийся при этом цианистый водород отгоняется продувкой воздуха. Вместе с серебром осаждаются медь, железо, частично цинк и роданиды; раствор направляется в оборот.

Ионообменный способ осаждения серебра имеет ряд особенностей. Сереброцианистый комплекс обладает меньшим сродством к активным группам анионитов, чем комплексы золота и ряда других металлов. Для анионита АМ-2Б ряд сродства к кислороду следующий: Au-Zn-Ni-Ag-Cu-Fe.

Первые три металла при сорбции имеют преимущество перед серебром и даже вытесняют его из смолы. Для более полного извлечения серебра сорбцию рекомендуют проводить в две стадии: в первой извлекать наиболее легкопоглощаемые металлы (Au, Zn, Ni), а во второй — новой порцией смолы серебро. Перспективен также синтез селективных к серебру смол.

Основная цель технологических исследований серебросвинцовых руд — получить кондиционный свинцовый концентрат и отвальные по содержанию свинца и серебра хвосты. С этой целью флотацию галенита начинают с минимальным расходом собирателя и без реагентов-подавителей. При необходимости расход собирателя увеличивают и осторожно подают подавители в основную флотацию или в перечистные операции. Обычными подавителями в этом случае являются известь или цианид; для подавления нерудных шламов испытывают жидкое стекло, полиакриламид и другие реагенты. При использовании цианида необходимо контролировать жидкую фазу на содержание золота и серебра. Для более полного извлечения благородных металлов флотацию дополняют гравитационным обогащением, испытывая соответствующие способы в начале процесса, на хвостах флотации или на черновом свинцовом концентрате.

Хвосты флотации подвергают цианированию, если кондиционный свинцовый концентрат получен с недостаточным извлечением серебра.

Более экономичным вариантом комбинированной технологии может быть следующий: коллективная флотация руды с большим выходом концентрата и получением отвальных хвостов, перечистка концентрата с использованием подавителей для получения кондиционного свинцового концентрата, цианирование промпродукта перечистки. Аналогичных результатов достигают обогащая руду по схеме прямой селективной флотации и подвергая цианированию второй концентрат.

Золото-урановые руды наряду с золотом содержат уран. Основная масса урана обычно представлена уранитом (UO2) и тухолитом (смесь урановых минералов с органическим веществом). Присутствующие в рудах гидроксиды железа часто обогащены тесно ассоциированными с ними оксидами урана. Содержание пирита в рудах находится в пределах от долей процента до 3—5 %. Золото преимущественно мелкое и крупное, но в ряде руд существенная часть его находится в тонкодисперсном состоянии и заключена в пирите. Встречается золото, ассоциированное с тухолитом и покрытое тонким слоем органических веществ. Последние препятствуют смачиванию золота цианистыми растворами и, следовательно, растворению.

При изучении вещественного состава руд очень важно определить, с какими минералами и компонентами руды связан уран. Часто уран сосредоточен в мелких и рыхлых фракциях, что позволяет концентрировать его грохочением крупной руды или классификацией измельченной. Эффективным способом обогащения крупной руды может оказаться авторадиометрическая сортировка.

Для концентрации золота и (в меньшей степени) урана целесообразно использовать гравитационное обогащение (отсадку, обогащение в тяжелых суспензиях и др.).

Принципиальные схемы обработки золото-урановых руд показаны на рис. 4.7. На действующих фабриках, перерабатывающих золото-уран-пиритные руды, наиболее распространена схема, показанная на рис. 4.7, а. В соответствии со схемой руду цианируют. Из хвостов цианирования вначале выщелачивают уран, затем флотацией извлекают пирит, который обжигают, используя сернистый газ для получения серной кислоты, и огарок цианируют. Руду и огарок цианируют по обычному режиму. Уран выщелачивают серной кислотой при pH 1—1,5 с добавкой окислителя, например, пиролюзита. Длительность выщелачивания составляет 16—24 ч. Процесс можно ускорить подогреванием пульпы до 40—50 °С. На обогатительных фабриках уран выщелачивают кислотой, получаемой в результате обжига пирита. Выщелачивать можно не все хвосты цианирования, а только урано-пиритный концентрат, полученный из хвостов флотацией. Недостаток этого метода — переход во флотационный концентрат значительной доли кварца, активированного известью в процессе цианирования. В этом случае применяют подавители пустой породы; для активации пирита при флотации полезно добавлять медный купорос.

В последние годы все чаще стали применять «обратную» схему, то есть вначале выщелачивать серной кислотой уран, затем цианированием извлекать золото. Если экспериментами по такой схеме будет получен положительный результат, то целесообразно испытать следующий вариант схемы: сернокислотное выщелачивание урана, флотация золота и пирита, цианирование флотационного концентрата.

Для руд, при флотации которых получены отвальные по золоту и урану хвосты, приемлема схема, приведенная на рис. 4.7, б. При разработке режима флотации необходимо учитывать флотационные свойства всех форм золота и урана: свободного золота, золотосодержащих минералов, урансодержащих гидроксидов железа и других компонентов. В связи с этим полезно последовательное или совместное использование в различных сочетаниях сульфгидрильных и оксигидрильных собирателей. Флотация протекает успешнее в умягченной воде; оптимальное значение pH ~7. Урансодержащие органические вещества флотируют с одним вспенивателем. Получающийся после выщелачивания урана остаток нередко содержит много шламов и мало пирита, что затрудняет его обжиг. Качество этого продукта можно улучшить обесшламливанием в гидроциклоне.

Руды, золото в которых преимущественно заключено в пирите и извлекается цианированием только после обжига, целесообразно испытывать по схеме, показанной на рис. 4.7, в.

Зарубежные исследователи пытаются совместить операции выщелачивания урана и золота. Установлено, что раствор, содержащий 4 % Na2CO3, 1,5 % NaHCO3 и 0,025—0,09 % KCN, выщелачивает как золото, так и UO2.

На практике схемы обработки золото-урановых руд гораздо сложнее, чем указаны на рис. 4.7. Помимо флотации и цианирования они включают грохочение для выделения богатой ураном мелкой фракции, магнитную сепарацию для получения золото-уранового магнитного продукта, обжиг пиритного концентрата для получения серной кислоты и вскрытия золота. Такие развернутые комбинированные схемы обеспечивают высокое извлечение золота (до 90 %), урана и использование пирита. Исходные руды в этих случаях правильнее назвать золото-уран-пиритными.

Применяемые методы обработки золото-пиритных руд зависят от характера золота в них, в первую очередь ассоциации его с другими минералами и крупности. Если золото ассоциировано с пиритом и другими сульфидами, а последние распределены в основной массе руды гнездами или по трещинам, то имеется предпосылка к сортировке путем избирательного дробления и грохочения. При добыче таких руд и дроблении сульфидные минералы выкрашиваются, истираются и обогащают мелкие фракции. Поэтому, получив пробу крупнокусковой руды, следует определить содержание золота и других ценных компонентов в мелкой фракции. Если последние обогащены, то последовательным дроблением и грохочением, а также ручной или фотометрической сортировкой пытаются выделить сульфидные минералы из крупной фракции и получить последнюю с отвальным содержанием золота. В лабораторных условиях выясняют лишь принципиальную возможность такой сортировки: реальную схему разрабатывают и испытывают в полупромышленном масштабе.

При наличии в руде крупного золота испытывают гравитационные способы.

Хвосты гравитационного обогащения флотируют, реже цианируют. Цианирование целесообразно, если сульфиды в руде не содержат тонкодисперсного золота. Однако и в этом случае вместо цианирования всей руды часто применяют флотацию с последующим цианированием концентрата (рис. 4.8, а). При необходимости концентрат перед цианированием доизмельчают. Концентрат, содержащий в сульфидах тонкодисперсное золото, цианируют после обжига (рис. 4.8, б) или отправляют на пирометаллургический завод.

Схемы усложняются, если в руде одновременно присутствуют тонкодисперсное золото, заключенное в сульфидах, и золото в сростках с несульфидными минералами. Такие руды флотируют с последующим цианированием хвостов; концентрат флотации цианируют после обжига (рис. 4.8, в). Другая схема (рис. 4.8, г) предусматривает цианирование руды, флотацию хвостов цианирования для извлечения золотосодержащих сульфидов, обжиг флотационного концентрата и цианирование огарка.

Хвосты цианирования флотируют как в щелочной (содовой), так и в кислой средах. В первом случае хвосты тщательно отмывают от цианида и извести, сульфиды активируют медным купоросом и флотируют в содовой среде с использованием ксантогенатов и вспенивателей. Обычно флотация протекает медленно, так как флотационную способность сульфидов после цианирования полностью восстановить не удается. С большим трудом флотируются по такой схеме частично окисленные руды.

Флотация проходит успешнее в кислой среде, создаваемой в результате обработки пульпы сернистым газом. Продолжительность обработки и расход газа в единицу времени устанавливают экспериментально. После обработки пульпу перемешивают в открытом стакане, чтобы нейтрализовать излишнюю кислотность. Для лучшей флотации среда должна быть близкой к нейтральной. Кислотность снижается в результате взаимодействия сернистой кислоты с компонентами руды. Нередко для снижения кислотности пульпу необходимо перемешивать в течение нескольких часов. В пульпу добавляют соду или щелочь, если в процессе перемешивания кислотность не снижается или снижается очень медленно.

Флотацию проводят после активации сульфидов медным купоросом, причем оптимальная продолжительность перемешивания пульпы с этим реагентом достигает 30—40 мин. Расход медного купороса составляет 20— 100 г/т. Собирателями являются сульфгидрильные реагенты, вспенивателем — сосновое масло.

Флотация в кислой среде после цианирования особенно полезна при обработке частично окисленных руд, так как флотационная способность окисленных с поверхности сульфидов после кислотной обработки резко возрастает. Флотация в кислой среде позволяет отказаться от очень тщательной отмывки от хвостов цианирования растворенного золота, поскольку последнее в кислых растворах осаждается на пирите и вместе с ним флотируется. Проведение флотации в сернистокислой среде требует специальной аппаратуры и существенно осложняет технологию обработки и санитарную обстановку на фабрике. Флотация в содовой среде после цианирования с известью также не является удачным технологическим решением: сода затрудняет сгущение и фильтрование продуктов флотации, способствует «зарастанию» аппаратуры и трубопроводов карбонатными соединениями и, кроме того, является относительно дорогим реагентом. В связи с этим целесообразно испытывать флотацию хвостов цианирования непосредственно после сорбционного цианирования или после промывки водой. В ряде случаев результаты такой флотации и флотации в содовой или кислой средах практически одинаковы. Пирит удовлетворительно флотируется в среде с концентрацией цианида до 0,005—0,006 %.

Общим во всех схемах (см. рис. 4.8) является флотация золотосодержащих сульфидов. Флотируя с сульфгидрильными собирателями и применяя необходимое число перечистных операций, получают кондиционный по сере концентрат (содержание серы сульфидной 42 %, (Zn+Pb) < 1 %). Эту возможность необходимо использовать, если существуют условия реализации концентрата не только как золотого, но и как пиритного продукта. При отсутствии такой возможности флотацию подчиняют в первую очередь задаче достижения максимального извлечения золота в концентрат.

Показатели флотации золото-пиритных руд можно улучшить, проводя ее в 2 или 3 стадии. В качестве реагентов-активаторов применяют медный купорос или сернистый натрий, флотируя раздельно пески и шламы, обесшламливая различные продукты и используя для перечисток концентратов гидроциклон. Стадиальная флотация позволяет полнее извлекать золотосодержащие сульфиды и получать более зернистый концентрат. Медный купорос и сернистый натрий следует подавать в контрольные операции в том случае, когда свободного золота с чистой поверхностью в пульпе уже нет. Перечистка в гидроциклоне особенно эффективна, если в черновом концентрате присутствуют крупные труднофлотируемые частицы золота или золотосодержащих сульфидов. Флотируемость пирита заметно возрастает с повышением температуры. Одновременное использование некоторых из перечисленных методов приводит к сложным, но эффективным схемам, обеспечивающим высокое извлечение золота в качественный концентрат.

Обработку в гидроциклоне необходимо испытывать и для доизвлечения золота из хвостов флотации. Для этого навеску хвостов массой 1—2 кг пропускают через гидроциклон, пески перечищают в гидроциклоне или на концентрационном столе. Такая операция представляет практический интерес, если извлечение золота повышается не менее чем на 0,8—1 % и получается концентрат, содержащий 20 г/т золота.

Золото-пиритные руды или концентраты цианируют по обычному режиму. Если извлечение золота при этом будет низким, то испытывают стадиальное цианирование, выщелачивание растворами с повышенной концентрацией цианида и другие методы.

Сведения о технологических схемах и методах обогащения других типов золотосодержащих руд детально изложены в монографии В. И. Зеленова.

Существующие схемы обогащения оловянных и редкометалльных руд основываются на двух главных принципах: узкая шкала классификации материала перед обогатительными операциями и стадиальность обогащения. В качестве примера на рис. 4.9 и 4.10 приводятся типичные современные схемы обогащения оловянной и редкометалльной руды, применяемые в промышленности. Первая схема отражает результаты исследований ЦНИИ-олово, ОАО «Механобр» и ВНИИ-1 по совершенствованию схем обогащения оловянных руд. Она включает узел предварительного обогащения крупнокускового материала -50 мм, отсадку материала -12+2 мм и двухстадиальную концентрацию на столах для материала -2 мм.

Вторая схема разработана Гиредметом для танталовых руд с тонкой вкрапленностью и весьма низким содержанием ценных минералов и минералов тяжелой фракции. Схема трехстадиальная и включает, кроме того, дополнительный узел перечистки грубого концентрата.

В ВИМСе в течение ряда лет проводятся исследования по совершенствованию гравитационных схем обогащения руд, особенно оловянных и редкометалльных. Большое внимание в этих исследованиях уделяется изучению особенностей оруденения и закономерностей раскрытия и извлечения рудных минералов в процессе стадиального обогащения. Установлено, что многим оловянным, редкометалльным, комплексным железным и другим рудам свойственны неравномерность и полидисперсность оруденения. Отвальные хвосты в этих случаях выделяются при крупности измельчения, намного превышающей крупность вкрапленности рудных минералов. Кроме того, более крупная вкрапленность полезных минералов имеет обычно гнездообразный характер и часто соседствует с вкрапленностью других тяжелых минералов (сульфидов, магнетита, апатита, турмалина и т.п.). Вследствие этого куски руды, содержащие крупновкрапленные рудные минералы, имеют повышенную плотность. В то же время тонкая вкрапленность рудных минералов рассеяна в руде довольно равномерно и редко, так что на плотность несущих ее зерен она почти не влияет до тех пор, пока крупность измельчения не будет того же порядка, что и размер этой вкрапленности (в большинстве случаев <0,1 мм).

Эти особенности оруденения позволяют извлечь уже в голове схемы в грубый концентрат основную массу ценных минералов, причем не только свободные зерна, но и богатые сростки с крупной вкрапленностью ценных минералов. Этот концентрат доводится затем с минимальными потерями до необходимого качества по стадиальной развернутой схеме. Хвосты получаются при этом весьма разубоженными, и в них ценные минералы содержатся в основном в тонкой вкрапленности.

Эти хвосты могут быть измельчены до конечной крупности в одну стадию. Такая организация процесса в ряде случаев повышает технологические показатели и упрощает схему обогащения руды. Схема испытания обогатимости оловянных руд, разработанная в ВИМСе, приведена на рис. 4.11.

В голове схемы предусматривается узел предварительного обогащения, в данном случае в тяжелой суспензии. Перед суспензионным обогащением руду целесообразно (но не обязательно) классифицировать по крупности, что повышает точность разделения, так как при обогащении ширококлас-сифицированной руды мелкие классы разделяются при более высокой плотности, чем крупные. Предварительное обогащение кускового материала, безусловно, экономически целесообразно при выходе отвальных хвостов 30 %, при меньшем выходе эта целесообразность проверяется техникоэкономическим расчетом.

Концентрат суспензионного обогащения дробится и вместе с отсевом (-6 мм) исходной руды направляется на отсадку. Однако, если концентрат суспензионного обогащения значительно богаче отсева мелких классов исходной руды, целесообразно начать обогащать эти продукты раздельно, поскольку выделение отвальных хвостов из концентрата суспензионного обогащения труднее, чем из отсева исходной руды.

В головной операции не всегда целесообразно ставить задачу получения каких-либо готовых продуктов, следует стремиться к получению максимального извлечения ценного компонента хотя бы в бедный концентрат. Во многих случаях полезно разделить руду в голове схемы на две части: более богатую с крупной вкрапленностью полезных минералов и более бедную и тонковкрапленную. Эти части обогащаются затем раздельно и по разным схемам: богатая — по развернутой стадиальной, бедная — по упрощенной с одностадиальным измельчением до конечной крупности. Достоинством такой организации процесса является быстрейший вывод из процесса основной массы отвальных хвостов и значительное сокращение объема материала, обогащаемого по развернутой схеме. Начальная крупность обогащения при этом может быть в 10—20 раз крупнее максимальной вкрапленности рудных зерен.

Отсадка ведется с естественной постелью с получением надрешетного и подрешетного концентратов. Режим отсадки назначается с учетом наиболее полного извлечения в надрешетный концентрат крупных сростков полезного минерала, даже относительно невысокой плотности. Поэтому процесс ведут с повышенным расходом подрешетной воды и увеличивают высоту сливного порога (примерно до 100 мм).

Хвосты отсадки измельчаются до 2 мм и обогащаются повторно отсадкой же или концентрацией на столах. При этом отбирается хотя бы небогатый концентрат (степень обогащения 2—4), но при максимально возможном извлечении (30—40 % от операции). Хвосты этой операции значительно разу-божены по сравнению с исходной рудой и содержат полезные минералы преимущественно в тонкой вкрапленности. Поэтому их сразу измельчают до конечной крупности. Однако при испытаниях обогатимости целесообразно проверить стадиальное обогащение с измельчением до 0,25—0,5 мм и затем до 0,1—0,15 мм. В рекомендуемой схеме останется одна стадия обогащения, крупность измельчения в которой определится по результатам испытаний.

Чтобы не затруднять получение отвальных хвостов, в хвостовую ветвь схемы, а также в голову процесса не направляют продукты, которые ухудшают обогатимость материала. Труднообогатимые продукты вообще следует обогащать в отдельном цикле, в общей же схеме они будут разассигновываться неселективно, ухудшая качество как концентрата, так и хвостов.

При объединении промпродуктов следует ориентироваться не только на валовое содержание, но, главным образом, на общий минеральный состав и крупность вкрапленности ценных минералов.

Схему следует строить с наименьшим количеством потоков за счет обогащения ширококлассифицированного материала. В каждом потоке обогащается материал с определенной минералогопетрофафической характеристикой. Необходимое качество разделения обеспечивается широким использованием контрольных и перечистных операций.

В результате осуществления операций головного и хвостового узлов получают ряд грубых концентратов и промпродуктов. Узел доводки концентратов имеет обычно развернутую схему, включающую, помимо фавитационного обогащения, операции флотофавитации, флотации, магнитной сепарации и т.п. Обогащение в этом узле производится со стадиальным измельчением. В результате получают кондиционные концентраты, отвальные хвосты и труднообогатимые промпродукты, а также довольно богатые шламы. Промпродукты и шламы направляются в соответствующие узлы.

Бедные промпродукты доводятся по упрощенной схеме с одностадиальным измельчением до конечной крупности. В результате получают концентраты низших сортов, продукты для химико-металлургической переработки и хвосты, которые либо направляются в отвал, либо доизмельчаются и направляются в шламовый узел.

Испытания по обогащению шламов целесообразно проводить раздельно для богатых и бедных шламов, а также для шламов, отличающихся по минералого-петрофафическому составу. При содержании в шламах значительного количества частиц коллоидной крупности желательно их предварительно удалить гидроциклонированием. Следует применять гидроциклоны малого диаметра (50 мм) с острым углом конусности (10°).

Наиболее эффективным аппаратом для обогащения шламов, является орбитальный шлюз. Для испытаний используют одну деку промышленного шлюза или лабораторный шлюз. Концентрат орбитального шлюза сначала перечищается на нем же, затем доводится на столе до качества, обеспечивающего рентабельность его химико-металлургической переработки.

Для повышения эффективности разделения целесообразно сочетать в схеме гравитационные аппараты с различным принципом действия. Подбор сочетаний аппаратов следует производить так, чтобы влияние фактора крупности было в них различным. Если, например, в основной операции имеют место потери ценных минералов преимущественно из-за тонких классов, то контрольную операцию следует проводить в аппарате, эффективно извлекающем тонкие тяжелые зерна.

Некоторую специфику представляет гравитационное обогащение руд с высоким содержанием минералов тяжелой фракции, в частности многосульфидных оловянных руд. Отсадка с периодическим съемом надрешетного концентрата в этом случае отпадает. Концентраты основной операции на 7—80 % состоят из тяжелых минералов и могут без перечистки направляться на доводку. Последняя начинается с флотации сульфидов (или флото-гравитации), камерный продукт перечищается гравитационными методами. Хвостовой узел остается без изменений, но может оказаться целесообразным добавить контрольную операцию.

Общие принципы построения схемы гравитационного обогащения справедливы и для этих руд, однако задачи обогащения могут быть другими — не максимальное извлечение олова в товарные концентраты, а выделение максимального количества отвальных хвостов и получение комплексного промпродукта для металлургического передела. В более благоприятных случаях часть олова удается извлечь в товарный касситеритовый концентрат.

Схемы обогащения редкометалъных руд сходны с описанными выше. Как пример на рис. 4.12 приведена разработанная в ВИМСе схема для испытаний обогатимости редкометалльных (например, танталовых) руд, отличающихся низким (обычно 1 %) содержанием тяжелых минералов. Минералы промежуточной плотности (3,00—3,6 г/см3) — эгирин, топаз, апатит, флюорит и другие — содержатся обычно в количестве нескольких процентов. Особенностями процесса разделения руд с весьма низким содержанием тяжелых минералов является «вялое» течение процесса разделения, поэтому контрольные операции здесь обязательны. Другой особенностью является необходимость получения высокой общей степени концентрации, поэтому в промышленных схемах предусматривается развитый узел перечистки первичных концентратов.

На схеме рис. 4.12 в качестве головной операции предусмотрена винтовая сепарация с перечисткой концентрата на столах. Такое решение головного узла дает хорошие результаты в промышленных условиях при обогащении пирохлоровых и лопаритовых руд. Концентрат винтовых сепараторов обогащается на столах гораздо эффективней исходной руды, а извлечение металла в него повышается по сравнению с обогащением только на столах. Иногда вместо винтовых сепараторов устанавливаются струйные концентраторы.

Хвосты головного узла измельчаются до 1 мм или тоньше и разделяются грохочением или гидравлической классификацией на два продукта. Граничная крупность выбирается из условия, что тонкий продукт будет в дальнейшем обогащаться без доизмельчения. По кварцу граничная крупность обычно составляет (при гидравлической классификации) около 0,2—0,3 мм, по ценному же минералу — 0,1—0,13 мм.

Грубозернистый продукт обогащается при стадиальном измельчении. На каждой из стадий следует проверить возможность выделения отвальных хвостов, используя контрольные операции.

Концентраты, полученные в основном цикле, перечищаются после предварительной группировки их по крупности и содержанию полезного компонента. Грубозернистые продукты осторожно доизмельчаются. Шламы, выделенные в узле перечистки концентрата, перечищаются отдельно на орбитальных шлюзах. Зернистые и шламовые концентраты доводятся затем раздельно. На схеме рис. 4.12 узел перечистки первичных концентратов не показан. Решение этого вопроса может быть весьма различным в зависимости от руды и технических условий на конечный продукт.

Обогащение свинцово-цинковых и полиметаллических руд — одна из наиболее сложных проблем. Руды характеризуются сложным вещественным составом, многообразием минеральных форм, тонкой вкрапленностью рудных минералов; некоторые из них легко окисляются. Этим объясняется многообразие способов и реагентных режимов, применяемых при их обогащении. При выборе способов переработки, технологических параметров и реагентных режимов следует отдать предпочтение тем, которые обеспечивают высокую комплектность использования руд при минимальном отрицательном воздействии технологии на окружающую среду.

Основным методом обогащения свинцово-цинковых и полиметаллических руд является флотация. Для выделения части пустой породы до проведения наиболее дорогостоящей операции — измельчения — можно использовать предварительное обогащение, которое применимо для более или менее контрастных руд. Предварительное обогащение проводят с помощью радиометрических методов, обогащения в тяжелых суспензиях, различных видов отсадки. Применение предварительного обогащения особенно важно для бедных руд, так как оно позволяет снизить стоимость их переработки. Такие гравитационные методы обогащения, как отсадка или обогащение на концентрационных столах и в короткоконусных гидроциклонах, целесообразно использовать для выделения свободного золота или труднофлоти-руемых тяжелых минералов.

Флотационную схему обогащения выбирают на основе изучения текстурно-структурных особенностей руды. Следует различать следующие схемы:

- селективной флотации (рис. 4.13);

- коллективно-селективной флотации с дофлотацией сфалерита из хвостов коллективной флотации (рис. 4.14);

- коллективно-селективной медно-свинцовой и цинково-пиритной флотации (рис. 4.15);

- коллективно-селективной свинцово-пиритной флотации с последующей флотацией сфалерита (рис. 4.16);

- коллективной флотации с последующей селекцией коллективного концентрата (рис. 4.17);

- комбинированные флотационно-пиро-гидрометаллургические схемы (рис. 4.18).

Селективная флотация предусматривает последовательное извлечение в пенный продукт минералов свинца, затем цинка и пирита. Рекомендуется в основном для свинцово-цинковых руд с малым содержанием пирита.

Коллективно-селективная флотация сульфидов с дофлотацией минералов цинка из хвостов коллективного цикла рекомендуется для свинцовоцинковых, медно-цинковых или полиметаллических руд, в которых сфалерит частично природно активирован и поэтому для депрессии его в голове процесса требуются большие расходы реагентов. В этом случае целесообразно извлечь активную часть сфалерита в коллективный концентрат: расход депрессоров для его селекции значительно ниже, так как выход коллективного концентрата обычно составляет < 5-10 % от руды. Одновременно со снижением расхода реагентов повышается селективность разделения минералов, поскольку в коллективном концентрате отношение Pb:Zn значительно выше, чем в руде. Неактивированный же сульфид цинка после активации медным купоросом совместно со сфалеритом, выделенным из коллективного концентрата, извлекается в общий кондиционный цинковый продукт. При отсутствии природно активированного сфалерита рекомендуется применять для полиметаллических руд схемы с циклами медно-свинцовой и цинково-пиритной флотации и последующей селекции полученных концентратов.

При наличии в руде активного пирита рекомендуется использовать схему коллективной свинцово-пиритной флотации с депрессией в голове процесса только сфалерита сульфатом цинка. Свинцово-пиритный концентрат разделяют с помощью нигрозина и цианида. Расход цианида в этом случае по сравнению с депрессией пирита в голове процесса снижается в 10 раз. Эго облегчает использование водооборота и очистку сточных вод. Применение такой схемы особенно целесообразно для тех руд, в которых сфалерит более тесно связан с пустой породой, чем галенит. Хвосты свинцово-пиритной флотации перед цинковым циклом доизмельчают, не опасаясь переизмельчения галенита. В этой схеме перечистка цинковых концентратов проводится без использования извести, поскольку пирит предварительно удален. Это важно для обогащения свинцово-цинковых баритсодержащих руд, так как известковая среда не благоприятствует флотации барита; при переработке таких руд следует отдавать предпочтение схемам с извлечением пирита, если не в свинцовой, то в цинковой флотации, чтобы избежать применения известковой среды при баритовой флотации, а также сгущения хвостов перед пиритной флотацией для удаления избытков извести.

Коллективную флотацию всех сульфидов проводят только в том случае, когда сульфиды отделяются от пустой породы при сравнительно грубом измельчении (50—60 % класса -0,074 мм) с выходом хвостов для сплошных колчеданных руд 30—40 % и для вкрапленных 60—70 %.

Комбинированные флотационно-металлургические схемы рекомендуются для тонковкрапленных руд, особенно колчеданных, где тесная ассоциация сульфидов цветных металлов с пиритом не позволяет с помощью обычных методов измельчения и флотации получить одноименные концентраты. В этом случае селективная схема для свинцово-цинковых руд и коллективно-селективная для полиметаллических руд сочетаются с методами химического обогащения пиритного концентрата или промпродуктов, в которых сосредотачиваются наиболее тонковкрапленные компоненты руд (рис. 4.19).

При обогащении марганцевых руд всех месторождений обязательной операцией является промывка. Данная операция — основа рудоподготовки. При промывке происходит отделение марганцевых минералов от глинистого материала. Одним из вариантов решения проблемы рудоподготовки является комбинированная технология дробления и промывки исходной руды в мельницах «Каскад».

Мытая руда обогащается гравитационными методами — отсадкой и обогащением в тяжелых суспензиях (рис. 4.20). При обогащении в отсадочных машинах из мытых оксидной и карбонатной руд получают кондиционные по марганцу концентраты и некондиционные промпродукты.

Измельченные промпродукты гравитационного обогащения мытой руды, а также крупнозернистую часть шламов промывки обогащают магнитными методами. В результате магнитного обогащения сбрасывают отвальные хвосты и получают концентраты низких, сортов, которые магнитными методами не доводятся до первосортных. Магнитный концентрат для повышения его качества подвергают гравитационному обогащению, так как при небольшой контрастности магнитных свойств зерен марганцевых минералов и сростков их с кварцем последние значительно отличаются по гравитационным характеристикам.

Измельченные до крупности -1 мм промпродукты магнитного обогащения и зернистую часть шламов промывки крупностью 0,020—1 мм используют для получения флотационных концентратов.

Кварцевые руды в зависимости от загрязнения кварца оксидами железа обогащают по различным схемам. Загрязненный кварц для очистки поверхности подвергают предварительной оттирке или ультразвуковой обработке. Обработанный материал соответствующей крупности подвергается флотации или классификации для удаления оксидов железа, если они представлены гидрооксидами и концентрируются в шламах. При необходимости получения кварца высокой чистоты его на конечных стадиях обработки промывают кислотой для растворения оставшихся на поверхности оксидов железа.

Для обогащения железных руд применяют все известные процессы, что определяется составом этих руд (магнитные и немагнитные полезные минералы) и различной вкрапленностью. При этом следует отметить, что если основная масса руд цветных металлов и горно-химического сырья обогащается флотационными методами, то основная масса железных руд перерабатывается с применением магнитной сепарации.

В табл. 4.3 приведены технологические процессы, которые получили распространение при обогащении железных руд.

Магнитные руды перерабатываются по многостадиальным (обычно трех-, четырех- и пяти-) схемам обогащения. Общим для всех перерабатывающих предприятий является:

- многостадиальные схемы обогащения применяют с использованием мокрой магнитной сепарации;

- на некоторых предприятиях дробленая руда подвергается сухой магнитной сепарации, хвосты которой (щебень, песок) используют в строительном производстве;

- наибольшее применение нашли сепараторы ПБМ-П-90/250 и ПБМ-ПП-90/250;

- производительность магнитных сепараторов в каждой стадии зависит от большого числа факторов, которые в каждом конкретном случае необходимо проанализировать;

- на всех предприятиях технологические воды полностью используются в качестве оборотных. Однако несмотря на то, что при магнитной сепарации не используют реагенты, по содержанию углеводородов (из-за попадания смазочных масел) и неорганических солей (выщелачиваемых из руд) они могут существенно превышать установленные ПДК;

- значительная часть слабомагнитных минералов, не находящихся в сростках с магнетитом, теряется в хвостах обогащения.

Большого внимания заслуживают магнито-флотационные схемы, включающие магнитную сепарацию в слабом поле, полиградиентную сепарацию и доводку магнитного продукта путем обратной флотации. Чрезвычайно важной особенностью такой схемы является то, что полиградиентные сепараторы одновременно выполняют роль селективного дешламатора. Это резко улучшает результаты и устойчивость процесса флотации.

Гравитационные методы в основном используют при обогащении буро-железняковых и сидеритовых руд, в некоторых случаях их применяют и при обогащении окисленных кварцитов и валунчатых руд. Как правило, гравитационные процессы обогащения следуют за промывкой руды. Для выделения железных минералов из бурожелезняковых руд используют отсадку, применяя беспоршневые отсадочные машины. Отсадка применяется и для обогащения железных окисленных руд. Обогащение в тяжелых суспензиях успешно применяется при переработке марганцевых, хромитовых и железных руд.

Флотационные методы обогащения железных руд применяются для получения железных концентратов из руды или хвостов обогащения, для повышения качества магнитных или гравитационных концентратов, для извлечения ценных компонентов (иногда вредных примесей) из железных руд с целью их комплексного использования.

Основными технологическими схемами флотации железных руд и доводки железных концентратов являются прямая флотация железных минералов анионоактивными собирателями (прямая анионная флотация), флотация из руды силикатов анионоактивными реагентами (обратная анионная флотация) и флотация из руды силикатов катионоактивными собирателями (обратная катионная флотация).

При прямой анионной флотации железных руд применяют в качестве собирателей омыленные жирные кислоты или нефтяные сульфонаты. Процесс проводят в щелочной, а в случае нефтяных сульфонатов — в слабокислой среде.

При обратной анионной флотации с активацией кварца ионами кальция удается получать высококачественный концентрат, содержащий 70 % Fe и < 2 % SiO2.

Обратная катионная флотация используется для повышения качества магнетитового концентрата. При этом получают богатые концентраты, содержащие <2% кремнезема, и суперконцентраты, состоящие в основном из чистых оксидов железа и идущие для производства постоянных магнитов методом порошковой металлургии. При обратной катионной, флотации в качестве депрессора используют крахмал или продукт его переработки — декстрин.

Анализируя опыт получения железных концентратов флотационным способом, отметим основные положения, которые следует учитывать при опробовании руд на обогатимость.

1. Флотационное обогащение и полиградиентная магнитная сепарация являются альтернативными способами обогащения, и в настоящее время не имеется данных, позволяющих объективно оценить предпочтительность применения одного из них. Главными преимуществами флотационного обогащения являются высокая производительность, доступность и сравнительная дешевизна оборудования, а также возможность получения высококачественных концентратов. Основные недостатки этой технологии — высокие капитальные и эксплуатационные затраты на организацию оборотного водоснабжения, опасность прорыва хвосгохранилищ водами, содержащими флотационные реагенты, влияние солей жесткости и шламов на показатели обогащения и стабильность процесса.

2. Для доводки магнетитовых концентратов наиболее перспективно применение обратной флотации.

3. Для обогащения окисленных руд применяется как прямая, так и обратная флотация; последняя предпочтительнее при обогащении в жестких водах. Работы в области прямой флотации в жестких водах с применением алкилсульфатов и алкиларилсульфонатов при значениях pH 5—7,5 проведены в недостаточном объеме, и такой процесс заслуживает более детального изучения так же, как и прямая флотация комплексообразующими собирателями, например алкилгидроксамовыми кислотами.

4. С учетом устойчивости работы фабрики, необходимости получения высококачественных концентратов и селективного обесшламливания руд в полиградиентных сепараторах для железистых кварцитов предпочтение следует отдать магнито-флотационной схеме, включающей магнитную сепарацию в слабом поле, полиградиентную сепарацию хвостов магнитной сепарации и флотационную доводку магнитного продукта полиградиентной сепарации.

5. Во многих случаях обратная катионная флотация проходит более устойчиво, чем обратная анионная, и дает более высокие технологические показатели, особенно при наличии силикатов железа. Однако ввиду временной сложности обеспечения предприятий собирателем и депрессором следует отдать предпочтение обратной анионной флотации, учитывая возможность последующего перевода фабрики на флотацию с катонным реагентом, что не потребует перемонтажа оборудования.

6. Для флотации железных руд обычно используется материал, измельченный до крупности -0,1+0 мм; чаще до содержания 90—98 % класса - 0,044 мм. Несмотря на это при измельчении в промышленных условиях в питании флотации присутствуют частицы кварца и силикатов крупнее 0,1 мм, которые непрочно закрепляются на пузырьке воздуха при обратной флотации, поэтому при осуществлении процесса следует уменьшать число оборотов импеллера, а в ряде случаев понижать расход воздуха, испытывать целесообразность применения тонкой классификации питания флотации или камерного продукта — концентрата.

7. При подборе органических подавителей для процессов обратной флотации следует учитывать не только технологические показатели обогащения, но и их влияние на обезвоживание хвостов и концентратов, отдавая предпочтение реагентам (или смесям реагентов) с флокулирующим или слабым диспергирующим действием.

8. Среди собирателей для процесса обратной анионной флотации следует отдавать предпочтение реагентам (или смесям реагентов-аналогов), образующим карбоксилаты кальция с высокой агрегативной устойчивостью.

9. При разработке реагентных режимов обратной катионной флотации наряду с испытаниями действия реагента АНП желательна проверка возможности обогащения данной руды без депрессоров в результате применения в качестве собирателя солей четвертичных аммониевых оснований при высоких (10,5) значениях pH пульпы.

При обогащении марганцевых и хромовых руд, как правило, используют технологические приемы, аналогичные принятым для железных руд.

При исследовании на обогатимость фосфоритовых и апатитовых руд следует учитывать возможность применения следующих принципиальных технологических схем флотации: прямая флотация фосфорита или апатита анионоактивными собирателями; обратная катионная флотация фосфоритовых руд или хвостов гравитационного обогащения; прямая флотация фосфорита анионоактивными собирателями с доводкой чернового концентрата (пенного продукта) путем обратной катионной флотации; обратная анионная флотация фосфоритовых руд или хвостов гравитационного обогащения.

Отметим, что обратная флотация предпочтительнее в морской воде или водах с высокой жесткостью при необходимости извлечения не только кварца, но и халцедона. При обратной флотации весьма вредное влияние оказывают шламы, поэтому их необходимо предварительно удалить. Поскольку показатели обратной анионной флотации ниже, чем катионной, применение обратной анионной флотации возможно при отсутствии катионоактивного собирателя. Во всех вариантах обратной флотации крупные частицы кварца плохо удерживаются на пузырьках воздуха и не извлекаются в пенный продукт, что приводит к понижению качества концентрата. Грохочение фосфоритовых руд для удаления таких частиц кварца из питания флотации или концентрата ввиду абразивности материала затруднительно.

Применение технологии, включающей доводку чернового концентрата прямой анионной флотации путем обратной флотации катионоактивным собирателем, позволяет получить высококачественные фосфоритовые концентраты. Сложность промышленной эксплуатации такого процесса заключается в том, что при избытке анионного собирателя в цикле основной флотации или применении кроме анионного собирателя нефтяных углеводородов доводка проходит неудовлетворительно. Кроме того, труднофлотируемые частицы кварца не удаляются из чернового концентрата. С другой стороны, результаты прямой флотации с применением анионоактивных собирателей существенно понижаются при проведении процесса в водах высокой жесткости, при наличии в руде тонких шламов, больших количеств халцедона, карбонатов кальция и магния, а также гипса.

Одним из основных методов получения серы из руд является флотационное обогащение с получением концентрата, содержащего 65—85 % серы, и выплавка серы из концентратов острым паром в автоклаве.

Флотационное обогащение руд самородной серы основано на ее природной гидрофобности. Серу необходимо отделять от известняка, доломита, гипса, кварца, глин и ряда других минералов породы. Наличие в рудах глин, битумов (которые гидрофобизируют известняки и глины), а также гипса (растворяющегося в воде и влияющего на флотационные свойства серы) создает ряд затруднений при обогащении руд и при последующей плавке концентратов.

Опыт эксплуатации отечественных и зарубежных фабрик позволяет наметить основные положения, которые следует учитывать при исследовании руд самородной серы на обогатимость:

- большинство схем действующих фабрик являются одностадиальными, что приводит к дополнительным потерям серы в хвостах в виде богатых сростков, но основные потери серы падают на тонкие частицы; необходимо учитывать целесообразность испытаний двухстадиальных схем и бесшарового измельчения;

- схема обогащения обычно включает основную и контрольную флотации и две-три перечистки; плотность пульпы и время флотации невелики (основная — около 6 мин, контрольная и перечистки 3—5 мин);

- в качестве собирателей используют нефтяные углеводороды, причем интенсификация процесса и снижение расхода собирателей достигаются за счет применения их в виде эмульсий, солюбилизированных растворов и подачей в виде аэрозолей;

- на отечественных фабриках расходы пенообразователей высоки и в среднем составляют 100—250 г/т; наиболее перспективно применение в качестве пенообразователей выделяемых из высококипящих побочных продуктов производства диоксана реагентов Т-80, Т-82, «Оксаля» и других; при оборотном водоснабжении расход пенообразователя снижается в 3—8 раз;

- в качестве подавителя флотации и диспергаторов используют жидкое стекло, тринатрийфосфат, гексаполифосфат, пирофосфат;

- понижения расходов реагентов и улучшения результатов флотации иногда удается достигнуть повышением температуры и добавлением в мельницу воды, нагретой до 80 *С;

- повышение показателей флотации труднообогатимых тонковкрапленных руд достигается термообработкой черновых концентратов, получением водной эмульсии серы, переходящей после охлаждения в суспензию; имеется зарубежный опыт («Кемикал Констракшен Корпорейшен») термообработки всей массы крупноизмельченной руды;

- при флотации осерненных глин применением пульп с низким содержанием твердого, порционной загрузкой реагентов и подбором оптимальных значений pH удается достичь удовлетворительных результатов процесса;

- при высоком содержании гипса иногда целесообразна флотация промежуточных продуктов в самостоятельном цикле (руда Гаурдакского месторождения).

Следует отметить перспективы повышения показателей обогащения руд самородной серы в результате подбора оптимального типа флотационных машин. Установлено, что флотационные машины с кипящим слоем в ряде случаев дают лучшие результаты, чем машины типа «Механобр», особенно для извлечения крупных частиц серы. В ПНР (Тарнобжегская фабрика) пневматическими машинами возможно получать концентраты более высокого качества, чем при использовании машин механического типа. Уменьшение аэрации пульпы в начале флотации и усиление в конце приводят к повышению технологических показателей обогащения. Специфическим для обогащения руд серы является понижение pH пульпы после измельчения. Это приводит к необходимости применения коррозионностойких флотационных машин и другого оборудования. Наличие коррозионностойкого оборудования (в частности, каменного литья), способность обеспечить реализацию рекомендуемой технологии необходимо учитывать при исследовании обогатимости руд. Имеются рекомендации практического устранения коррозии аппаратуры вследствие добавления в пульпу известняка, повышающего pH среды до 5—6.