СПОСОБ ФЛОТАЦИИ ТИТАНОСОДЕРЖАЩИХ РУД И РУД ВОДОНОСНОГО ТИПА ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МИНЕРАЛОВ
FLOTATION OF TITANIUM-BEARING ORES AND WATER-BEARING ORES FOR EXTRACTION OF MINERALS

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых на основе флотации и может быть использовано при извлечении минералов (диоксида титана, диоксида кремния, оксида ванадия) из титаносодержащих руд и руд водоносного типа, а также других сопутствующих им минералов из IV и V групп химических элементов периодической системы Д.И.Менделеева.
Известен способ флотации руд [1], цель которого состоит в извлечении фосфорсодержащих минералов и улучшении качества концентрата. Известный способ основан на кондиционировании пульпы с карбонатом, силикатом натрия и лигносульфонатом, введении в смесь собирателя и выделении в пенный продукт фосфорсодержащих минералов. Однако известный способ не позволяет осуществить более полное извлечение минералов, а также имеет невысокую эффективность при флотации и имеет низкий уровень концентрации порядка 36-70 мг/л.
Известен способ флотации апатита [2], основанный на использовании флотационного реагента. В качестве технических лигносульфанатов вводят продукт, ЛИАЗОН, полученный окислением исходных технических лигносульфанатов озоном в количестве 0,075-0,1 кг/т. Однако известный способ не позволяет эффективно обогащать апатиты (фосфор и ниобий). Кроме того, известный способ достаточно дорогостоящий, поскольку флотационную добавку получают окислением с расходованием дорогостоящего кислорода, а также сам способ не безопасен в эксплуатации. Помимо этого известная технология имеет достаточно низкий процент извлечения минералов порядка в 2,5 раза ниже, чем в заявляемом способе.
Известен способ флотации [3], основанный на отделении оксалатов кальция путем осаждения в водном растворе, а также применении комбинации растворов высокомолекулярных лигносульфонатов и растворов фосфатов в добавленную систему с кислой средой (pH 3,75-4,4). Однако использование этой комбинации растворов существенно усложняет и удорожает процесс флотации и делает более длительным весь технологический процесс. Кроме того, этот способ недостаточно точный и достоверный, поскольку за счет потерь, возникающих из-за загрязнения оксалатами кальция поверхности оборудования и теплообменника, снижается его способность теплопередачи, приводящая к снижению эффективности процесса.
Известен способ флотации апатитовых руд [4], наиболее близкий к заявляемому изобретению по решению технической задачи и принятый в качестве прототипа, цель которого - повышение эффективности извлечения минералов из исходного сырья, основанный на кондиционировании пульпы с использованием флотореагентов, одним из которых использован технический лигносульфонат, введение в пульпу собирателя, содержащего ацилированные амино- и гидроксамовые кислоты, последующее получение пенного продукта путем введения в пульпу в качестве технических лигносульфонатов ЛИФРИНа, который представляет собой концентрат, полученный путем мембранного разделения технических лигносульфонатов методом микро- или ультафильтрации. Технические лигносульфонаты, используемые в прототипе, представляют собой смесь, в основном, натриевых солей лигносульфоновых кислот с примесью редуцирующих и минеральных веществ, которые получают методом упаривания или сушки последрожжевой бражки от биохимической переработки сульфитных щелоков на этиловый спирт и кормовые дрожжи. Флотация в этом способе осуществляется собирательной смесью и кондиционированием с содой, жидким стеклом и ЛИФРИНом, после которого флотация проводилась во флотомашине механического типа при плотности пульпы 20-25% и крупности руды 65%-0,074 мм.
Недостатками прототипа являются высокая стоимость способа за счет применения дополнительной обработки технических лигносульфонатов, которая приводит одновременно к трудоемкости и длительности всего технологического процесса. Кроме того, известный способ флотации имеет большие потери (в виде «хвостов») до 56% (при концентрате 20,6% и суммарном содержании трех промпродуктов 23,4%), что влияет на эффективность извлечения минералов, снижение качества концентрата и, в целом, приводит к повышению расходов.
Техническим результатом заявляемого изобретения является повышение эффективности флотации титаносодержащих руд и более полное комплексное извлечение на его основе минералов, а также удешевление флотации и сокращение времени ее проведения.
Указанный технический результат достигается тем, что в новом способе флотации титаносодержащих руд, включающем получение флотационного концентрата и извлечение из него минералов, в соответствии с заявляемым изобретением в качестве флотационных реагентов используют лигносульфонат щелочных металлов в жидком или сухом состоянии, который добавляют в концентрат в количестве 0,05-1,7 кг на одну тонну измельченной до не менее 0,2 мм руды, крупностью не более 300 мм в 100% породы, смесь перед началом флотации перемешивают в течение не менее 5 минут, а полученный флотационный концентрат анализируют на наличие и содержание в нем минералов.
Кроме этого указанный технический результат достигается тем, что в качестве лигносульфоната щелочных металлов в жидком или сухом состоянии берут лигносульфанат натрия.
Помимо этого указанный технический результат достигается тем, что в качестве лигносульфоната щелочных металлов в жидком или сухом состоянии берут лигносульфанат калия.
Сущность заявляемого способа состоит в следующем:
3
Титаносодержащая руда крупностью не более 300 мм в 100% исходной породы поступает в приемные бункеры дробильного отделения. Руда последовательно подвергается дроблению, например в молотковой дробилке, и измельчению, например в шаровой мельнице, до получения частиц размером до не менее 0,2 мм. В шаровую мельницу добавлялась вода с температурой 45-55°C из расчета 0,7 м на 1 тонну исходной руды и флотационный реагент - лигносульфонат натрия или калия (сухой или жидкий) из расчета 0,05-1,7 кг на 1 тонну исходной руды и вся смесь перемешивается в течение не менее 5 минут. Образовавшаяся пульпа из шаровой мельницы направляется на флотацию. Пенная флотация проводилась с использованием флотационных машин путем пропускания мелких пузырьков воздуха через водную суспензию. Схема флотационной машины представлена на Фиг.1, где 1 - камера флотомашины, а 2 - блок импеллера.
Пульпа измельченной руды из шаровой мельницы подается в зумпф-насос и далее на классификацию по зерну 0,2 мм в гидроциклон. Частицы руды крупнее 0,2 мм возвращаются на повторное измельчение, а класс - 0,2 мм сливается в агитчан, агитируется и самотеком поступает в приемный карман основной флотации. Пенный концентрат из камер основной флотации (1) сбрасывается пеногоном в пенный желоб, откуда перекачивается на первую перечистку первым блоком-импеллером (2). Концентрат первой перечистки очищается последовательно на 2-й и 3-й перечистках, пеногоном сбрасывается в зумпф-насос готовой продукции и перекачивается в сгустители, откуда по мере надобности подается насосом через зумпф на дальнейшие стадии.
Камерный продукт основной флотации подается с помощью блоков-импеллеров (2) на контрольную флотацию. Концентрат контрольной флотации из пенного желоба сливается в зумпф-насос и возвращается в приемный карман основной флотации. Камерные продукты трех перечисток из пенных желобов сливаются в зумпф-насос и возвращаются в приемный карман основной флотации. Камерный продукт контрольной флотации из пенного желоба сливается в зумпф-насос и перекачивается в «хвостохранилище» (в таблице 6, строка - «хвосты»).
Пенная флотация происходит в трехфазной среде "твердые частицы - жидкость - газ", называемой пульпой. В данном описании: твердая фаза - это частицы минералов, получаемых при дроблении и помоле руды для выделения полезных компонентов из породы; жидкая фаза - это вода, продукты извлечения минералов, флотационные реагенты и другое; газовая фаза - это пузырьки, которые образуются при прохождении воздуха через диспергирующее устройство.
Процесс флотации заключается в том, что при сближении в водной среде пузырька газа и гидрофобной (не смачиваемой водой) поверхности минеральной частицы, адгезия (сцепление разнородных тел) которой к воде меньше когезии (сцепление друг с другом частей одного и того же тела) воды, разделяющая их водная прослойка при достижении некоторой критической толщины становится неустойчивой и самопроизвольно «прорывается». Далее происходит полное смачивание частицы, обеспечивающее прочное слипание пузырька и частицы. Так как плотность агрегатов "пузырьки - частицы" меньше плотности пульпы, они всплывают на ее поверхность и образуют пенный минерализованный слой, который удаляется из флотационной машины.
Заявленный способ флотации титаносодержащих руд для извлечения минералов был опробован на производственной базе титансодержащего Ярегского месторождения. Носителем титана применительно к конкретным условиям этого месторождения является минеральное образование, за которым закрепилось наименование «лейкоксен». Ярегский лейкоксен представляет собой агрегаты игольчатого рутила, в которых часть пустот между иглами заполнена кварцем. Также в лейкоксене титан представлен анатазом. Агрегаты лейкоксена пористые с колебаниями пористости в широких пределах, в основном 20-25% по объему. Пористость анатазового лейкоксена меньше; встречаются частично монолитные зоны. Ярегское титаносодержащее месторождение по агрегатным составляющим пород, колебаниям пористости, содержанию титансодержащих минералов и кварца относится к разряду типовых титаносодержащих месторождений.
В примерах конкретной реализации заявленного способа флотации для извлечения минералов (диоксида титана, диоксида кремния, оксид ванадия) была использована описанная выше титаносодержащая руда Ярегского месторождения.
В ходе целенаправленных и многократных опытно-промышленных исследований заявленного способа флотации ставилась задача поиска эффективных и выбора наиболее оптимальных технологических режимов извлечения минералов при одновременном упрощении и удешевлении технологии в сравнении с существующими способами, в частности, по отношению к наиболее близкому - прототипу.
Результаты исследований на предмет извлечения минералов из флотационного концентрата после стадии флотации представлены ниже в виде конкретных примеров его реализации и проиллюстрированы соответствующими им таблицами.
Пример №1
При проведении апробации на содержание диоксида титана во флотационном концентрате после стадии флотации в качестве флотационного реагента был взят лигносульфонат натрия в количестве 0,05 килограмм на одну тонну предварительно измельченной до не менее 0,2 мм рудной породы. Как видно из таблицы 1, время перемешивания составило 7 минут, в результате чего содержание диоксида титана во флотационном концентрате составило 52,3% при содержании диоксида титана в исходной руде, равном 9,0%.
Таблица 1
Наименование флотационного реагента
Количество добавляемого флотационного реагента в килограммах по отношению к одной тонне измельченной руды
Время перемешивания смеси, минуты
Содержание диоксида титана (в процентах) в исходной руде
Содержание диоксида титана (в процентах) во флотационном концентрате (руда после флотации)
Лигносульфонат натрия
0,05
7
9,0
52,3
Пример №2
При проведении апробации на содержания диоксида титана во флотационном концентрате после стадии флотации в качестве флотационного реагента взят лигносульфонат натрия в количестве 1,7 килограмм на одну тонну измельченной до не менее 0,2 мм рудной породы. Как видно из таблицы 2, время перемешивания составило 15 минут, в результате чего содержание диоксида титана во флотационном концентрате составило 53,8% при содержании диоксида титана в исходной руде, равном 9,6%.
Таблица 2
Наименование флотационного реагента
Количество добавляемого флотационного реагента в килограммах по отношению к одной тонне измельченной руды
Время перемешивания смеси, минуты
Содержание диоксида титана (в процентах) в исходной руде
Содержание диоксида титана (в процентах) во флотационном концентрате (руда после флотации)
Лигносульфонат натрия
1,7
15
9,6
53,8
Пример №3
В примере 3 ставилась задача исследования и анализа технологических режимов для достижения оптимальных результатов титаносодержащей руды Ярегского месторождения с содержанием диоксида титана 9,8%, которая измельчалась до не менее 0,2 мм, добавлялась вода, флотационный реагент - лигносульфонат натрия в количестве 0,8 килограмм на 1 тонну измельченной руды и затем в течение 8 минут проводилась пенная флотация путем пропускания мелких пузырьков через водную суспензию. Полученный флотационный концентрат собирался, высушивался, анализировался в лаборатории на содержание в нем диоксида титана. Как видно из таблицы 3, оптимальное содержание диоксида титана во флотационном концентрате после проведения стадии флотации составило 53,1%.
Таблица 3
Наименование флотационного реагента
Количество добавляемого флотационного реагента в килограммах по отношению к одной тонне измельченной руды
Время перемешивания смеси, минуты
Содержание диоксида титана (в процентах) в исходной руде
Содержание диоксида титана (в процентах) во флотационном концентрате (руда после флотации)
Лигносульфонат натрия
0,8
8
9,8
53,1
Пример №4
В примере 4 ставилась задача определения содержания диоксида титана во флотационном концентрате после стадии флотации, для чего в качестве связующего был взят лигносульфонат калия в количестве 1 килограмм на одну тонну измельченной руды при времени их перемешивания, равном 6 минутам. Как видно из таблицы 4, содержание диоксида титана во флотационном концентрате составило 52,1% при содержании диоксида титана в исходной руде, равном 8,6%.
Таблица 4
Наименование флотационного реагента
Количество добавляемого флотационного реагента в килограммах по отношению к одной тонне измельченной руды
Время перемешивания смеси, минуты
Содержание диоксида титана (в процентах) в исходной руде
Содержание диоксида титана (в процентах) во флотационном концентрате (руда после флотации)
Лигносульфонат калия
1,0
6
8,6
52,1
Пример №5
В примере 5 ставилась задача сопоставительного анализа определения содержания диоксида титана во флотационном концентрате после стадии флотации, для чего при прочих равных условиях проведения пенной флотации, одинаковом времени перемешивания, которое составило 6 минут, при использовании в качестве флотационного реагента - лигносульфоната калия в количестве 0,14 килограмм на одну тонну измельченной руды, содержание диоксида титана во флотационном концентрате составило 52,3%; а при использовании в качестве флотационного реагента - смеси кальцинированной соды, талового масла и керосина в количестве 9,92 килограмма на одну тонну измельченной руды - 43,6%. Как видно из таблицы 5, флотационный концентрат с содержанием диоксида титана 52,3%, получен на стадии флотации при перемешивании в течение 6 минут одной тонны измельченной руды и 0,14 килограмм флотационного реагента - лигносульфоната калия.
Таблица 5
Наименование флотационного реагента
Количество добавляемого лотационного реагента в килограммах по отношению к одной тонне измельченной руды
Время перемешивания смеси, минуты
Содержание диоксида титана (в процентах) в исходной руде
Содержание диоксида титана (в процентах) во флотационном концентрате (руда после флотации)
Лигносульфонат калия
0,14
6
9,0
52,3
Кальцинированная сода, таловое масло, керосин
9,92
6
9,0
43,6
В таблице 6 представлена зависимость содержания и извлечения минералов от режима флотации и флотационных реагентов. Из таблицы 6 видно, что подтверждаются заявленные режимы: количество флотационного реагента - 0,05-1,7 кг на 1 тонну измельченной руды, время перемешивания смеси не менее 5 минут. Можно сделать вывод, что в значительной степени от флотационного реагента, его количества и времени перемешивания зависит извлечение содержания диоксида титана и диоксида кремния. Процент извлечения оксида ванадия при различных флотационных реагентах, их количествах и времени перемешивания также достаточно высокий.
Как показали изложенные в примерах 1-5 и таблицах 1-6 конкретные результаты проведенных исследований, достижение технического результата заявленным изобретением обеспечивается за счет экспериментально подобранных (в условиях реальных производственных испытаний) оптимальных режимных условий в сочетании с новым соотношением лигносульфонатов, что наглядно проиллюстрировано на Фиг.2 в виде кривой зависимости содержания (на примере диоксида титана) от времени непрерывного перемешивания флотационного концентрата (в течение, как указано выше, не менее 5 минут, и использовании в жидком или сухом состоянии лигносульфонатов щелочных металлов в диапазоне 0,05-1,7 кг на одну тонну до не менее 0,2 мм измельченной рудной породы).
Далее полученный флотационный концентрат анализируют на наличие и содержание в нем минералов. Поскольку исходный состав руды Ярегского месторождения известен, то полученный флотационный концентрат анализируют на содержание в нем тех же самых минералов, но только после проведения флотации.
Делается это с использованием стандартных (по ГОСТу) методик [5]. Исходя из ниже приведенного соотношения (и таблицы 6), судят о наличии и содержании в полученном флотационном концентрате минералов (диоксида титана; диоксида кремния; оксида ванадия и других сопутствующих им минералов из IV и V групп химических элементов периодической системы Д. И. Менделеева, присутствующих в титаносодержащих рудах):
где
i
M - масса соответствующего минерала в растворе сравнения, мг;
н
М - масса навески, мг;
3
V - общий объем исследуемого раствора, см;
ал
3
V - объем аликвоты, см;
F - градуировочный фактор.
Преимущество заявленного способа по сравнению с прототипом состоит в существенном сокращении затрат на реализацию нового способа за счет выбора недорогостоящих и оказавшихся эффективными в экспериментально выбранных режимах использования лигносульфонатов щелочных металлов (в прототипе имеет место сложная и достаточно дорогая процедура обработки технических лигносульфонатов мембранным разделением методом микро- или ультрафильтрации), а также в сокращении времени флотации и уменьшении стоимости ее проведения, а также в целом в повышении эффективности заявленного способа.
Значимым преимуществом заявленного способа является также возможность комплексного извлечения минералов, сопутствующих извлечению диоксида титана, примеры на извлечение которого проиллюстрированы таблицами 1-5.
К таким сопутствующим диоксиду титана минералам относятся также диоксид кремния и оксид ванадия, результаты комплексного извлечения которых иллюстрируются в виде схемы флотации, приведенной в таблице 6, в которой представлена зависимость содержания и извлечения минералов от режима флотации и флотационных реагентов
Как видно из таблицы 6, режим флотации и расход реагентов выбирался разный при разном (жидком и сухом) флотационном реагенте, в качестве которого использовались лигносульфонаты щелочных металлов и разное время перемешивания флотационного концентрата. Наиболее оптимальный временной режим отражен на Фиг.2.
Многочисленные производственные испытания показали, что свойства производимого реагента на основе титана из титаносодержащей руды, усиливаются с введением других четырех- и пятивалентных ионов металлов, т.е. в том числе диоксида кремния и оксида ванадия. Исходя из результатов, полученных после флотации, отраженных в таблице 6, по извлечению из флотационного концентрата диоксида титана, диоксида кремния и оксида ванадия, а также с учетом их сходных и общих свойств (таких как, например, схожая электронная конфигурация атомов и высшая положительная степень окисления элементов, равная номеру соответствующей группы химических элементов периодической системы таблицы Д. И. Менделеева), можно сказать, что заявленный способ применим также к извлечению сопутствующих элементов IV-V группы. Эти минералы присутствуют в исходном первоначальном составе анализируемой титаносодержащей руды.
Использованные источники информации
1. Авторское свидетельство №1559506 А1, МПК B03D 1/02.
2. Патент РФ №2176161 С2, МПК B03D 1/02.
3. US Patent No.5.755.971; Int. C1. C02F 5/14.
4. Патент РФ №2174451 С2, МПК B03D 1/02 (прототип).
5. ГОСТ 25702.14-83.