Флотоконцентрат это: Не все то ДПИ, что золото.

Не все то ДПИ, что золото.

Сергей Шаповалов — партнер юридической компании «Шаповалов Петров»

В 2014 году Федеральный арбитражный суд Уральского округа вынес постанов­ление>1 по вопросу оценки золотой руды для целей НДПИ, которое многим показалось странным.

В истории, которую рассматривал суд, налогоплательщик реализовал партию окисленной руды и оценил ее по расчетной стоимости. Налоговый орган полагал, что золотодобывающее предприятие обязано оценивать свою

продукцию исходя из стоимости хими­чески чистого металла, содержащегося в ней.

Действительно, пункт 5 статьи 340 НК РФ устанавливает правило, соглас­но которому оценка стоимости добытых драгоценных металлов производится исходя из сложившихся у налогопла­тельщика в соответствующем налого­вом периоде (а при их отсутствии — в ближайшем из предыдущих налого­вых периодов) цен реализации хими­чески чистого металла.

Поскольку в периоде реализации руды налогоплательщик не реализовы­вал химически чистого золота, налого­вый орган взял цену реализации годо­валой давности (последняя реализация химически чистого металла была год

назад).

Изучая текст постановления касса­ции, довольно затруднительно понять, в чем состояла логика суда, отказавше­му налоговому органу в праве приме­нять к данной ситуации правило пункта 5 статьи 340 НК РФ. Попробуем реконструировать эту логику.

Пункт 5 статьи 340 НК РФ оперирует термином добытый драгоценный металл, извлеченный из месторожде­ния. В статье 337 НК РФ результатом извлечения драгметалла из месторож­дения называются концентраты и полу­продукты, содержащие драгоценные металлы. Такие концентраты и полу­продукты признаются объектом нало­гообложения, то есть добытым полез­ным ископаемым. Следовательно, в контексте пункта 5 статьи 340 НК РФ добытым драгметаллом является дра­гоценный металл в форме добытого полезного ископаемого.

Форму добытого полезного ископае­мого имеет далеко не любое состояние драгоценного металла, коих может быть несколько на пути превращения горной породы, содержащей драгме­талл, в химически чистый металл. Норма пункта 7 статьи 339 НК РФ ука­зывает, что добытое полезное ископае­мое возникает как результат заверше­ния полного комплекса добычных опе­раций, предусмотренных техническим проектом разработки месторождения. Таким образом, положения техническо­го проекта и определяют, что является для налогоплательщика объектом обложения НДПИ.

В рассматриваемом случае была довольно распространенная ситуация — добыча окисленной руды завершалась получением концентрата (цинковые осадки). Сама окисленная руда как конечный продукт добычи техническим проектом не признавалась. А это зна­чит, что руда не могла быть признана добытым полезным ископаемым, даже если была реализована.

Поскольку, по нашему мнению, пункт 5 статьи 340 НК РФ говорит о добытом полезном ископаемом, которое было получено фактически, то в рассматри­ваемом случае такого добытого полез­ного ископаемого не имелось, а име­лось не прошедшее полного цикла добычных операций минеральное сырье. Оценка минерального сырья пунктом 5 статьи 340 НК РФ не предус­мотрена. По этой причине налогопла­тельщик был вынужден пользоваться правилом пункта 4 статьи 340 НК РФ, рассчитанным на случаи, когда исчис­лить НДПИ требуется, а факта реализа­ции добытого полезного ископаемого в налоговом периоде не было.

Таким образом, казавшееся стран­ным постановление ФАС Уральского округа оказывается логичным. И оно дает нам ключ к разрешению еще одной сложной ситуации, связанной с вовлечением в переработку ранее не перерабатываемых типов руды. Как правило, существующие на предпри­ятии технологические комплексы могут не подходить для переработки таких руд в добытое полезное ископа­емое (например, лигатурный слиток), и по этой причине менеджмент может принять решение об их частичной переработке (например, до состояния флотационного концентрата). Получаемый продукт в дальнейшем реализуется предприятиям, обладаю­щими технологическими комплексами по его доводке до качества добытого полезного ископаемого.

Таким образом, у недропользователя возникает два конечных продукта, пре­дусмотренных техническим проектом>2: например, лигатура и флотоконцентрат. Но если как исчислить НДПИ с лигату­ры вопросов не вызывает, то в отноше­нии флотоконцентрата они есть.

С экономической точки зрения облагать флотоконцентрат исходя из содер­жания в нем драгоценного металла несправедливо, поскольку извлечь этот металл полностью не получится, и покупатель купит флотоконцентрат лишь при условии предоставления ему скидки, покрывающей потери драгме­талла и расходы на переработку флото­концентрата. То есть при налогообло­жении флотоконцентрата по правилам пункта 5 статьи 340 НК РФ налогопла­тельщик заплатит НДПИ в том числе, и с будущих потерь.

Если бы налогоплательщик имел право оценивать флотоконцентрат по правилам пункта 3 статьи 340 НК РФ, то это позволило бы ему сэкономить на НДПИ. Однако как юристы мы не видим такой возможности. Флотоконцентрат — это фактически полученное добытое полезное ископа­емое, а как следует из приведенного выше анализа, пункт 5 статьи 340 НК РФ как раз и применим к фактически полученному полезному ископаемому. Поскольку цена реализации химичес­кого чистого металла у налогоплатель­щика имеется, то сложностей с приме­нением пункта 5 статьи 340 НК РФ воз­никнуть не может.

Кстати, на этом примере можно гово­рить о регулирующей функции налогов. Казалось бы, несправедливо заставлять платить НДПИ с потерь. Но в действи­тельности у налогоплательщика есть выбор: организовать переработку фло­токонцентрата и не платить НДПИ с потерь, применяя к ним ставку 0. А если налогоплательщик отказывается от глу­бокой переработки, значит, и апеллиро­вать к несправедливости с юридической точки зрения не получится.

>1 Постановление ФАС Уральского округа от 21.05.2014 г. по делу № А47-6699/2013.
>2 Мы исходим из того, что технический проект отражает реальную ситуацию.

Опубликовано в журнале «Золото и технологии» № 4(30)/декабрь 2015 г.

Направление повышения качества флотоконцентрата золотосодержащих руд на майском месторождении Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

УДК 622.765

AlÜk

ФЩ

Карчанова Анна Петровна Anna Karchanova

Науки о Земле

Асанова Ирина

Ивановна Irina Asanova

Мязин Виктор Петрович Viktor Myazin

НАПРАВЛЕНИЕ ПОВЫШЕНИЯ КАЧЕСТВА ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД НА МАЙСКОМ МЕСТОРОЖДЕНИИ

TOWARDS IMPROVING THE QUALITY OF GOLD ORE FLOTATION CONCENTRATE AT THE MAYSKOE FIELD

Рассмотрена возможность повышения качества флотоконцентрата без потерь в извлечении ценного компонента из золотосодержащих руд. Представлена принципиальная технологическая схема переработки золотосодержащих руд флотационным способом, на которой указаны точки подачи реагентов по операциям. Испытания проведены в технологической лаборатории фабрики с использованием реагентов: активатора поверхности минералов ценного компонента — медного купороса, собирателей — бутилового ксантогената калия и Аего8045, вспенива-теля — ОР F 597, депрессора — Аего633 и модификатора — кальцинированной соды. При проведении опытов в качестве оборудования для измельчения проб использовалась шаровая мельница МШК-14 и для флотации — лабораторная флотационная машина ФЛ-240 с объемом камеры 2,6 л для основных операций и флотационная машина ФЛ-189 с объемом 0,9 л для перечистных операций. Показано, что

The possibility of improving the quality of flotation concentrate without loss in recovery is considered. A schematic flow diagram of the processing of gold ore flotation method, which is listed in terms of the amount of reagent operations, is represented. Tests were carried out in a technological laboratory of plant with reagents: activator is a valuable component surface minerals — copper sulphate, gatherer — butyl potassium xanthate and Aero8045, blowing agent — OP F 597, a depressant — Aero633 and modifier — soda ash. During the experiments as the equipment for grinding of samples the ball mill MSHK-14 was used and for flotation laboratory the flotation machine FL-240 with the chamber volume of 2,6 liters for basic operations and flotation machine FL-189 with a volume of 0,9 liters for re-cleaning operations were used. It is shown that the improved quality can be achieved by supplying a re-actant modifier of soda ash in a form of 10 % solution

повышение качества может быть достигнуто за счет подачи реагента модификатора кальцинированной соды в виде 10 %-ного раствора в начале флотационного процесса для депрессии минералов пустой породы.

Раскрывается методика и результаты лабораторных испытаний с различным расходом кальцинированной соды, подаваемой в процесс после измельчения. Из полученных результатов видно, что при увеличении подачи кальцинированной соды увеличивается качество флотационного концентрата, но при этом извлечение ценного компонента не снижается. Данные исследования проведены на примере проб золотосодержащих руд Майского месторождения. Доказана перспектива использования в процессе флотации кальцинированной соды как инструмента для повышения качества золотосодержащего флотоконцентрата. Рекомендованный реагентный режим реализован на обогатительной фабрике месторождения «Майское», перерабатывающей сульфидные золотосодержащие руды

at the beginning of the process for flotation of gangue minerals depression.

The method and results of laboratory tests with different flow rate of soda ash fed into the process are disclosed. From the obtained results it is evident that with increasing feed soda ash, the quality of the flotation concentrate increases, but the recovery of valuable component is not reduced. These studies are conducted in the Mayskoye gold ore deposit. We prove the prospect of using soda in flotation process as a tool to improve the quality of the gold concentrate. Recommended reagent regime is implemented at the Enrichment Plant of the «Mayskoye» deposit, processing sulfide gold ores

Ключевые слова: флотация, золото, качество концентрата, извлечение в концентрат, кальцинированная сода

Key words: flotation, gold concentrate grade, recovery into concentrate, soda ash

В последнее время возрос интерес специалистов и руководителей горно-обогатительных предприятий к внедрению технологий обогащения золотосодержащего сырья, направленных на получение более высококачественной товарной продукции [1]. Данный факт связан с высокими затратами на транспортировку флотоконцен-трата покупателям по причине отдаленности месторождений.

Обогатительная фабрика Майского, входящая в состав компании ЗАО ПОЛИМЕТАЛЛ, перерабатывает золотосодержащую сульфидную руду. Конечным продуктом переработки является флотокон-центрат. Местоположение месторождения — Чукотский автономный округ, поэтому вопрос повышения качества флотоконцен-трата здесь особо актуален при сложившейся ситуации снижения цен на золото.

Интенсификация флотации извлекаемых минералов обычно сопровождается некоторым повышением селективности процесса [2, 3]. Ее осуществление на фабриках является одной из основных

проблем флотационного обогащения руд, имеющее не только технологическое, но и экономическое значение [2].

Объектом переработки обогатитель -ной фабрики Майского является сульфидная золотосодержащая руда двух типов: 1 рудной зоны и 2 рудной зоны. Руды месторождения представлены гидротермально измененными серицитизированными и прожилково-окварцованными терриген-но-осадочными породами (преимущественно углеродистыми алевролитами, сланцами и песчаниками), пронизанными тонкими прожилково-вкрапленными скоплениями сульфидов и породами дайкового комплекса кварц-полевошпатовыми порфиритами. Преобладают тонкозернистые и средне-зернистые структуры, а также брекчиевые и порфировые структуры. Среди текстур наиболее распространены брекчиевидная и сланцевая. Руды отличаются постоянством состава и свойств.

Сульфидное оруденение представлено гнездово-прожилково-вкрапленным типом, распределение сульфидов в породе

неравномерное (3…7 %). Наиболее обогащены сульфидами породы, представленные переслаиванием алевролитов и песчаников. Среди сульфидов преобладают (по убыванию) пирит, арсенопирит и стибнит [4].

Проектный реагентный режим флотации, разработанный для руды второй рудной зоны, предусматривал использование сочетания собирателей бутилового ксанто-гената калия (БКК) и Aero 8045, а также пенообразователя OPF-597. Вовлечение

в переработку высокоуглеродистой руды первой рудной зоны потребовало корректировки реагентного режима путем увеличения удельного расхода собирателей и дополнительной подачи модификатора среды — кальцинированной соды ^а2С03) и депрессора органического углерода — углеводородного полимера(А-633).

Технологическая схема обогащения Майских руд представлена на рис. 1.

Рис. 1. Технологическая схема переработки золотосодержащих руд Майского месторождения

В ходе проведения промышленных испытаний рекомендуемого реагентного режима для золотосодержащих руд 1 рудной зоны отмечалась тенденция улучшения качества флотоконцентрата при одновремен-

ном повышении уровня извлечения золота с увеличением удельного расхода кальцинированной соды.

Одновременно с этим наблюдалось улучшение структуры пены при подаче в

процесс флотации депрессора органического углерода А-633, что также способствовало повышению содержания золота в готовом концентрате флотации.

Учитывая положительный опыт использования кальцинированной соды в промышленных условиях переработки руды первой рудной зоны, в технологической лаборатории ЗИФ специалистами поставлены лабораторные эксперименты на технологической пробе руды второй рудной зоны — Т-261 с целью выяснения влияния подачи кальцинированной соды на качество флотоконцентратов.

Проба представлена преимущественно безуглеродистыми серицитолитами, угле-родсодержащие алевролиты составляют незначительную долю, общий углерод пробы представлен практически только сидеритом. Для исследования произведено измельчение руды в мельнице МШК-14 до крупности слива 88 % готового класса -0,071 мм.

Навески отобраны методом вычерпывания массой 770 г. Опыты проводились в открытом цикле по схеме, максимально приближенной к фабричной. Время флотации и расход реагентов приводятся далее (рис. 2) [5]. В процессе флотации в качестве активатора минералов ценного компонента используется 10 %-ный раствор медного купороса, в качестве собирателей — 3,5 % раствор бутилового ксантогената калия и импортный реагент с дополнительным эффектом вспенивателя в чистом виде Aero 8045, в качестве вспенивателя — импортный реагент OPF-597, в качестве депрессора пустой породы 2 %-ный раствор Aero 633 и в качестве модификатора и депрессора пустой породы — 10 %-ный раствор кальцинированной соды, расход которой изменяется в течение эксперимента. Расход соды варьировали в диапазоне 0.900 г/т руды.

Рис. 2. Схема флотации и реагентный режим лабораторных опытов на руде второй рудной зоны

В табл. 1…3 представлены результаты опытов флотации с расходом соды 0, 400 и 900 г/т соответственно.

Результаты флотационного опыта с расходом соды 0 г/т

Продукт Выход Содержание Аи Извлечение Аи Эффективность (ЕАв — У к-та)

г % г/т % %

Концентрат 1 114,57 15,30 55,6 75,20

Концентрат 2 37,32 4,99 37,7 16,61

Концентрат 3 21,05 2,81 3,2 0,80

п/п 1 66,70 8,91 3,30 2,60

п/п 2 59,11 7,90 2,30 1,61

Хвосты 449,83 60,09 0,6 3,19

Исх. руда 748,58 100,00 11,32 100,00

Х/а исходной руды 11,3

Хвосты (+0,071) 49,61 11,03 0,70 12,96

Хвосты(-0,071+0,045) 69,21 15,39 0,50 12,92

Хвосты(-0,045+0) 331,01 73,59 0,60 74,12

Хвосты 449,83 100,00 0,60 100,00

Концентрат 1 15,30 55,6 75,20 59,90

Концентрат 1+2 20,29 51,2 91,81 71,52

Концентрат 1+2+3 23,10 45,4 92,61 69,51

Примечание: е. — извлечение золота, V — выход концентрата

‘ Аи 71 к-та * ‘

Таблица 2

Результаты флотационного опыта с расходом соды 400 г/т

Продукт Выход Содержание Аи Извлечение Аи Эффективность (£»„- У к-та)

г % г/т % %

Концентрат 1 92,83 12,53 64,5 79,05

Концентрат 2 23,60 3,19 36,4 11,34

Концентрат 3 19,20 2,59 3,0 0,76

п/п 1 53,66 7,24 6,10 4,32

п/п 2 39,56 5,34 6,47 3,38

Хвосты 511,85 69,10 0,2 1,15

Исх. руда 740,70 100,00 10,23 100,00

Х/а исходной руды 11,3

Хвосты (+0,071) 50,44 9,85 0,48 27,44

Хвосты (-0,071+0,045) 68,77 13,44 0,36 28,06

Хвосты(-0,045+0) 392,64 76,71 0,10 44,50

Хвосты 511,85 100,00 0,17 100,00

Концентрат 1 12,53 64,5 79,05 66,52

Концентрат 1+2 15,72 58,8 90,39 74,67

Концентрат 1+2+3 18,31 50,9 91,15 72,84

Примечание: е. — извлечение золота, У — выход концентрата

‘ Аи 71 к-та * ‘

Таблица 3

Результаты флотационного опыта с расходом соды 900 г/т

Продукт Выход Содержание Аи Извлечение Аи Эффективность (V Ук-та>

г % г/т % %

Концентрат 1 93,60 12,39 75,9 84,37

Концентрат 2 17,60 2,33 40,8 8,53

Концентрат 3 14,90 1,97 3,4 0,60

п/п 1 39,38 5,21 6,67 3,12

п/п 2 32,04 4,24 3,13 1,19

Хвосты 557,70 73,85 0,3 2,19

Исх. руда 755,22 100,00 11,15 100,00

Х/а исходной руды 11,3

Хвосты (+0,071) 51,94 9,31 0,68 19,48

Хвосты(-0,071+0,045) 71,99 12,91 0,10 3,97

Хвосты(-0,045+0) 433,77 77,78 0,32 76,55

Хвосты 557,70 100,00 0,33 100,00

Концентрат 1 12,39 75,9 84,37 71,97

Концентрат 1 +2 14,72 70,3 92,90 78,18

Концентрат 1 +2+3 16,70 62,4 93,50 76,80

Примечание: еАи — извлечение золота, У кта — выход концентрата

На основании полученных данных по- лей обогащения при расходе кальциниро-строены зависимости основных показате- ванной соды: 0, 400, 900 г/т.

100,0

60,0 4— ЧЧ —I— —I— —I—

10,0 12,5 15,0 17,5 20,0 22,5 25,0

Выход, %

♦ Без соды ■ Сода — 400 г/т д Сода — 900 г/т

Рис. 3. Взаимосвязь выхода концентрата и извлечения золота при различных расходах кальцинированной соды

80,0

Я 78,0 ж

§76,0

о

\о

° 74,0

0

1

т

5 72,0 о»

т 70,0

68,0

78,2

74,7

71,5

1 1

400

Расход соды, г/т

900

Рис. 4. Влияние расхода кальцинированной соды на эффективность обогащения руды второй рудной зоны

Установлено, что использование на флотации кальцинированной соды повышает эффективность обогащения руды второй рудной зоны. Подача этого реагента в голову флотации (900 г/т руды) способствует заметному увеличению содержания золота в концентрате I основной флотации

(с 55,6 до 75,9 г/т) при одновременном повышении извлечения на 9,17 %. В итоге выход готового флотоконцентрата сократился на 5,57 % (с 20,29 до 14,72 %), содержание золота возросло с 51,2 до 70,3 г/т, а уровень его извлечения составил 92,9 % (табл. 4).

Таблица 4

Влияние расхода соды на процесс флотации (сводная таблица)

Расход соды, г/т Выход,% Содержание Аи в концентрате, г/т Извлечение Аи в концентрат, % Эффективность обогащения, %

0 20,29 51,2 91,81 71,52

400 15,72 58,8 90,39 74,67

900 14,72 70,3 92,90 78,18

Таким образом, результаты проведенных исследований позволяют рекомендовать использование в процессе флотации кальцинированной соды для повышения качества товарного флото-

концентрата золотосодержащих руд.

В настоящее время рекомендованный реагентный режим реализован на обогатительной фабрике месторождения «Майское».

Литература-

1. Арустамян K.M. Разработка флотационной технологии повышения качества железного концентрата на предприятии CARMENCORPORATION // Горныш журнал. 2012. № 11. С. 55-58.

2. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов. Т. III, кн. 1. Ру-доподготовка и Cu-, Cu-Py-, Cu-Fe-, Mo-, Cu-Mo-, Cu-Zn-руды; кн.2 Pb-, Pb-Cu, Zn-, Pb-Zn-, Pb-Cu-Zn-, Cu-Ni-, Co-, Bi-, Sb-, Hg-содержащие руды. M.: МГГУ, 2005. 472 с.

3. Абрамов A.A. Флотационные методы обогащения. М.: МГГУ, 2008. 710 с.

4. Отчет о НИР: Совершенствование технологической схемы на основании исследований представительной шихты руд Майского месторождения. СПб.: Полиметалл Инжиниринг, 2009. 118 с.

5. Отчет о НИР: Исследование влияния расхода соды в основную операцию флотации на эффективность флотации проб второй рудной зоны. Певек, 2013. 10 с.

6. Абрамов A.A. Теоретические основы повышения селективности действия реагентов-модификаторов при флотации // Цветные металлы. 2013. № 7. С. 23-29.

7. Матвеева Т.Н., Иванова Т.А., Громова Н.К. Сорбционные и флотационные свойства реагентов растительного происхождения при селективной флотации сульфидных минералов, содержащих благородные металлы // Цветные металлы. 2012. № 12. С. 16-20.

8. Абрамов A.A. Теоретические основы создания инновационных технологий. Ч. 1. Теоретические основы современной флотации // Цветные металлы. 2013. № 2. С. 41-45.

9. Aбрамов A.A. Флотация. Физико-химическое моделирование процессов. М.: Изд-во МГГУ «Горная книга», 2010. 607 с.

10. Машевский Г.Н., Петров A.B. [и др.]. Новый подход к регулированию флотационного процесса селективного отделения сульфидных минералов от пирита в известковой среде // Обогащение руд. 2012. № 1. С. 12-16.

_References

1. Arustamyan K.M. Gorny zhurnal (Mining Journal), 2012, no. 11, pp. 55-58.

2. Abramov A.A. Tehnologiya pererabotki i obo-gashheniya rud tsvetnyh metallov [The technology of processing and enrichment of non-ferrous metals ]. Vol. III, Vol. 1: Ore preparation and Cu-, Cu-Py-, Cu-Fe-, Mo-, Cu-Mo-, Cu-Zn-ore; kn.2 Pb-, Pb-Cu, Zn-, Pb-Zn-, Pb-Cu-Zn-, Cu-Ni-, Co-, Bi-, Sb-, Hg-containing ores. Moscow: Moscow State Mining University, 2005. 472 p.

3. Abramov A.A. Flotatsionnye metody obogash-heniya [Flotation methods of enrichment]. Moscow: Moscow State Mining University, 2008. 710 p.

4. Otchet o NIR: Sovershenstvovanie tehno-logicheskoy shemy na osnovanii issledovaniy pred-stavitelnoy shihty rud Maiskogo mestorozhdeniya (Report on R & D: Improvement of technological scheme on the basis of studies of representative charge of Mayskoye ore deposit). St. Petersburg: Polymetal Engineering, 2009. 118 p.

5. Otchet o NIR: Issledovanie vliyaniya rashoda sody v osnovnuyu operatsiyu flotatsii na effektivnost flotatsii prob vtoroy rudnoy zony (Report on R & D: Study of the effect of soda consumption in the basic operation of flotation on the efficiency of the samples’ flotation of the second ore zone). Pevek, 2013. 10 p.

6. Abramov A.A. Tsvetnye metally (Non-ferrous metals), 2013, no. 7, pp. 23-29.

7. Matveeva T.N., Ivanova T.A., Gromova N.K. Tsvetnye metally (Non-ferrous metals), 2012, no. 12, pp. 16-20.

8. Abramov A.A. Tsvetnye metally (Non-ferrous metals), 2013, no. 2, pp. 41-45.

9. Abramov A.A. Flotatsiya. Fiziko-himicheskoe modelirovanieprotsessov [Flotation. Physico-chemical modeling of processes]. Moscow: Publishing House of the Moscow State Mining University «Gornaya kniga», 2010.607 p.

10. Mashevsky G.N., Petrov A.V. [and et. al.]. Obogashhenie rud (Ore enrichment), 2012, no. 1, pp. 12-16.

Коротко об авторах _

Карчанова А.П., аспирант, гл. инженер, ЗИФ ООО «Золоторудная компания «Майское»», г. Пе-век, Россия Anyutakap@m ail. ru

Научные интересы: науки о Земле

Асанова И.И., гл. специалист лаборатории обогащения руд и песков, ЗАО «Полиметалл Инжиниринг» г. Санкт Петербург, Россия Asanova@polymetal. ru

Научные интересы: науки о Земле

МязинВ.П., д-р техн. наук, профессор, Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия myazinvpchita@m ail. ru

Научные интересы: обогащение полезныгх ископаемых

_Briefly about the authors

A. Karchanova, postgraduate, chief engineer of the mill «Gold Mining Company» «Mayskoe», Pevek, Russia

Scientific interests: Earth sciences

I. Asanova, chief specialist, Laboratory of Ore Dressing and Sand, JSC «Polymetal Engineering», St. Petersburg, Russia

Scientific interests: Earth sciences

V. Myazin, doctor of technical sciences, professor, head of Mineral and Secondary Raw Materials department, Transbaikal State University, Chita, Russia

Scientific interests: mineral processing

Флотация угля и руды — ГК «Миррико»

Флотация угля – один из методов обогащения, позволяющий повысить качество добываемого сырья.

Внедрение на шахтах механизированных систем и гидродобычи, связанных с повышением объемов добычи, приводит к увеличению уровня зольности и содержания мелких классов в углях. В результате добываемый уголь не отвечает требованиям по основным качественным показателям: зольности, влажности, теплотворной способности и спекающим свойствам. Устранить данный недостаток позволяет применение процессов обогащения.

«Полезная» часть угля, отвечающая за его свойства как горючего, состоит из углеводорода, кислорода, водорода, азота и серы. Кроме этих соединений добываемое сырье содержит ненужные вредные примеси: фосфор, серу, сланец, гипс, песчаник и другие. Обогащение представляет собой процесс обработки угля, позволяющий отделить «чистый» уголь от ненужных примесей и получить на выходе продукт высокого качества, соответствующий необходимым требованиям.

К основным методам обогащения относятся флотация, гравитация, механическая сепарация. Гравитационные методы и сепарация используются преимущественно при обработке крупнозернистого угля (до 300-600 мм). Кроме того, данные методы не позволяют достичь высоких показателей очистки, требуемых в определенных отраслях промышленности. Так, при химической переработке угля в жидкое топливо массовая доля золы в используемом сырье не должна превышать 0,5-3%. Достичь таких показателей можно только с помощью флотации.

Флотация – высокоэффективный метод обогащения, применяемый при работе с породами мелкого класса (фракциями, не превышающими 1 мм). Флотация угля осуществляется в водной среде с применением флотореагентов – вспенивателей и собирателей и включает в себя следующие основные этапы:

1. мелкие фракции необогащенного угля взмучиваются в воде, в которую предварительно добавили вспениватели;
2. образуется большое количество пены;
3. примеси оседают на дно, а частицы угля поднимаются вместе с пеной на поверхность воды.

Данный механизм объясняется разностью физико-химических свойств частиц угля и «пустой» породы. Частицы примесей обладают хорошей смачиваемостью (гидрофильностью) и при попадании в воду оседают на дне. Частицы угля не смачиваются (обладают гидрофобностью). Вместе с пузырьками воздуха, пропускаемыми через породу во флотационной машине, они поднимаются на поверхность воды и собираются.

Для повышения эффективности флотации угля и угольного шлама дивизион «Водные технологии и сервис» предлагает поставку реагентов собственного производства:

• флотореагентов Unicol – обеспечивают увеличение выхода флотоконцентрата и уменьшение его зольности для всех марок углей;
• флокулянтов Seurvey и коагулянтов Decleave-M серии С – обеспечивают уменьшение влажности кека и увеличивают производительность вакуумных и ленточных фильтров;
• а также поставку и установку автоматизированной системы дозирования флотореагентов.

В портфолио дивизиона уже более 60 реализованных проектов, в том числе и на предприятиях и объектах добычи, переработки угля и других полезных ископаемых.
Для того чтобы заказать реагенты и оборудование для флотации угля, получить подробную консультацию специалистов, заполните форму обратной связи ниже. Оставьте заявку, и специалисты компании свяжутся с Вами в ближайшее время.

7.5. Учет концентратов и готовой продукции на предприятиях цветной металлургии / КонсультантПлюс

7.5. Учет концентратов и готовой продукции

на предприятиях цветной металлургии

151. Обогатительными фабриками при переработке комплексной полиметаллической руды выпускаются концентраты с различным содержанием основного металла. В зависимости от процента его содержания на однородные концентраты, являющиеся готовой продукцией, устанавливаются цены, по которым производятся расчеты с покупателями.

Кроме основного металла, концентраты содержат также отдельно оплачиваемые цветные, редкие и драгоценные металлы, например:

а) в свинцовых концентратах, кроме свинца, оплачиваются драгоценные металлы (золото, серебро) и висмут;

б) в цинковых концентратах, кроме цинка, оплачиваются золото и кадмий;

в) в медных концентратах, кроме меди, оплачиваются золото и серебро;

г) в сурьмяных концентратах, кроме сурьмы, оплачивается ртуть и т.д.

Это вызывает необходимость вести учет концентратов в следующих измерителях;

— в сухой массе концентрата;

— в условной массе, определяемой путем перерасчета сухой массы по установленному стандарту содержания основного металла в данном концентрате;

по количеству отдельных металлов, содержащихся в концентрате.

152. Под сухой массой концентрата понимается его масса, определяемая путем исключения влаги из натуральной массы по проценту влажности, установленному лабораторным анализом. Так, при натуральной массе концентрата 100 т и влажности 5% сухая масса концентрата составит:

100 x (100 — 5)

—————- = 95 т

100

Перевод сухой массы концентрата в условную (условный концентрат) и определение массы металла в концентрате производится следующим расчетом.

Пример. Содержание основного металла в концентратах по установленному планом стандарту составляет в свинцовом концентрате 50 %, в цинковом концентрате — 45%.

Выпущено из производства концентрата в сухой массе:

свинцового — 1500 т с содержанием в нем свинца, по данным лабораторного анализа, 48%;

цинкового — 1000 т с содержанием в нем цинка, по данным лабораторного анализа, 50%.

Количество выпущенных концентратов в переводе на условную массу (условный концентрат) и массу металла в них составят:

свинцового концентрата — (1500 x 48) : 50 = 1440 т с содержанием свинца в нем (1500 x 48) : 100 = 720 т,

цинкового концентрата (1000 x 50) : 45 = 1112 т с содержанием цинка в нем (1000 x 50) : 100 = 500 т.

153. В аналитическом учете выпущенный концентрат по счету «Готовая продукция» учитывается на карточках специализированной формы в сухой и условной массе по фактической производственной себестоимости за тонну условного концентрата и по количеству содержащегося в концентрате основного металла.

Данные об условной массе концентрата и содержащихся в нем отдельных металлов по количеству используются в оперативно — статистическом учете и отчетности в целях сопоставления с планом, который составляется путем пересчета выпуска концентрата из сухой массы в условную с указанием заданного количества металла в концентрате. Эти данные используются также в технической отчетности при составлении баланса металлов.

154. При отгрузке концентрата покупателям по каждой партии отгруженного концентрата наряду с сухой массой концентрата лабораторным анализом определяется процент содержания в нем основного металла и количество попутных металлов, оплачиваемых покупателем. На основании данных этого анализа определяется условная масса концентрата и количество металла в нем для списания его со склада готовой продукции, устанавливаются марка (сорт) и цена на концентрат для выписки счета покупателю.

Аналогично этому ведется учет и других видов полуфабрикатов (шлама, пыли и т.п.).

Вся выпущенная готовая продукция независимо от ее дальнейшего использования и назначения отражается по счету «Готовая продукция».

Готовая продукция, отпущенная для дополнительной переработки, списывается на счет «Основное производство» по производственной себестоимости.

При калькуляции себестоимости готовой продукции, полученной от дополнительной переработки, общехозяйственные и другие расходы, начисляемые на производственную себестоимость, распределяются по этой продукции только на расходы по переделу (во избежание двойного начисления).

Страница не найдена — KIMS

Ханс Шахл

Должность

Доктор наук, Профессор, Заслуженный ректор Педагогического колледжа частного университета, Линц, Австрия

О Редакторе

Социальные и профессиональные навыки: Бывший председатель Австрийской ассоциации руководителей колледжей подготовки учителей (член Австрийско-Болонской рабочей группы и Ассоциации университетов Европы) и бывший представитель педагогических колледжей частных университетов Австрии. В этой связи проведение интенсивной работы в процессе преобразования австрийских колледжей подготовки учителей в высшие учебные заведения с начала «дебатов» в 1990 году (член первой рабочей группы Министерства образования) и выполнение должностных обязанностей  Федеративного управления образованием и Министерства образования.

Зарубежный опыт: разработка и управление проектами Socrates с 1993 года:

В настоящее время заключение договоров и проведение работы с 65 партнерскими университетами, максимальная мобильность и обмен студентами и учителями (колледж университета является единственным австрийским колледжем подготовки учителей, получившим Европейский знак качества за 2005 год). Участие и координация проектов; установление новых связей. Научно-производственная работа (по всей Австрии) от имени Управления Европейского сотрудничества в сфере образования в Вене.

Лекции по приглашению («Познание интеллекта», «Что в наших головах? Принципы обучения и изучения на основе интеллекта» и др.) в университетах Таллинна, Койм-бры, Фару, Риги, Минска, Кадиса, Себу / Филиппины, Нитры / Словакия, Алматы / Казахстан, Гонконга, Чунчона / Южная Корея, Бангкока, Энугу / Нигерия.

Почетный член Сената Академии подготовки учителей и менеджмента, Рига, Латвия.

Научный руководитель по докторантуре и аспирантуре Университета Нитры (Словакия) и Педагогического университета г. Алматы (Казахстан).

Многолетний педагогический стаж: Средняя школа младшие классы (математика, физика / химия, физическая культура и другие предметы, не требующие диплома). В Институтах подготовки учителей (психология развития, психология обучения, нейрофизиология, руководитель практики преподавания). Автор разработки нового курса магистратуры (неврология и образование) и преподаватель этого курса в Педагогическом колледже частного университета, Линц с 1990 года по настоящее время: преподаватель магистратуры для преподавательского состава медицинских работников.

Награды и Публикации

Член редакционной коллегии в Риге, Латвия; Алматы, Казахстан и Братиславе, Словакия.

На Амурском гидрометаллургическом комбинате произвели 50 тонн золота за семь лет — EastRussia

Выпуск золота в сплаве Доре на Амурском гидрометаллургическом комбинате с момента начала работы предприятия в 2012 году составил 50 тонн. К этому событию 1 февраля приурочили юбилейную плавку, наблюдать которую могли сотрудники предприятия, представители органов власти и общественности Амурска и Амурского района. На их глазах изложницы печи до краев наполнили раскаленным металлом. Были получены шесть слитков общим весом 55 кг. Именно они довели количество готовой продукции, выпущенной комбинатом, до 50 тонн.

По итогам 2018 года производство золота на АГМК выросло на 15% и составило десять тонн золота, переработка флотоконцентрата выросла на 10%. Как сообщает пресс-служба Хабаровского филиала АО «Полиметалл» УК, на увеличение производительности повлияло завершение модернизации автоклавной линии комбината и участка десорбции. Это позволило перерабатывать дополнительные объемы насыщенного золотом угля из ЗКМ. Коэффициент извлечения драгметалла из концентрата остался на уровне больше 96%, что является мировым рекордом среди предприятий с автоклавной технологией.

Основным поставщиком сырья для комбината является Албазинской ГОК. В 2018 году на обогатительной фабрике Албазино произвели 143 тыс. тонн концентрата. Также АГМК работал с концентратами, произведенными на обогатительных фабриках Майского (Чукотский АО) и Бакырчикского горнодобывающего предприятия (проект «Кызыл», Республика Казахстан).

«50 тонн золота — весомое достижение. Это общий результат работы сотрудников «Ресурсов Албазино» и Амурского гидрометаллургического комбината. Они составляют основу Амурского хаба – производственной площадки, объединяющей и ресурсные, и производственные активы «Полиметалла». Оба предприятия по итогам работы в 2018 году были отмечены значимыми корпоративными наградами. Успешная модернизация автоклавного отделения и увеличение производительности стали основанием для серебряной награды Амурскому ГМК как «Лучшему строящемуся предприятию» «Полиметалла». А «Ресурсы Албазино», являющиеся поставщиком сырья для гидрометаллургического комбината, получили «золото», как лучшее действующее предприятие», — рассказал директор Хабаровского филиала АО «Полиметалл УК» Валентин Мартыненко.

Высокие темпы развития АГМК сокращают временные промежутки между юбилейными плавками. Если в период пусконаладочных работ первую тонну золота получили за полгода работы комбината, то результат в десять тонн был достигнут за два последующих года. 25 тонн золота на АГМК были выплавлены в слитки Доре в июне 2016 года. Чтобы достичь этого результата, комбинату потребовалось больше четырех лет. Зато следующие 25 тонн драгметалла АГМК произвел уже через два года и восемь месяцев.

«Совсем недавно мы завершили уникальный проект по модернизации Амурского ГМК, предполагающий увеличение переработки концентрата до 180-200 тыс. тонн. Это был третий этап развития комбината, который связан с запуском обогатительной фабрики на месторождении Бакырчик. Первый концентрат из Казахстана АГМК переработал в октябре 2018 года. Мы работали с несколькими видами различных концентратов и начали перерабатывать насыщенный уголь. Из всех этих продуктов за год мы получили десять тонн золота», — отметил управляющий директор ООО «АГМК» Вадим Кипоть.

Амурский гидрометаллургический комбинат — это ключевой проект долгосрочной стратегии развития «Полиметалла». Он является ключевым перерабатывающим центром Амурского хаба — первого комплекса автоклавного выщелачивания золотых концентратов упорных руд в России.

Строительство комбината началось в 2010 году и завершилось в 2011, во втором квартале 2012 года на АГМК было получено первое золото. В рамках стратегии развития с момента запуска предприятии прошло три этапа расширения и модернизации. Последний завершился в октябре 2018 года. Общая сумма инвестиций в третий этап модернизации АГМК составила 71 млн долларов. В связи с расширением на АГМК открыли 100 новых вакансий, на 95 из них приняли жителей Амурска и Амурского района. Всего на комбинате работают 450 человек.

Следующим этапом в развитии комбината может стать строительство второго гидрометаллургического цеха. По предварительной оценке, реализация проекта позволит увеличить объемы переработки и расширить круг поставщиков.

Надежная, низкозатратная технология биоокисления на золотом руднике Fosterville

Kirkland Lake Gold является средней по размеру золотодобывающей компанией, планирующей производить около 530 000 – 570 000 унций золота в  Канаде и Австралии. Структура производства компании представлена тремя малозатратными предприятиями, перерабатывающими высококачественную руду: рудниками Macassa и Taylor в северо-западной части Онтарио, а также рудником Fosterville в австралийском штате Виктория. Прочный фундамент Kirkland Lake Gold основан на высококачественных активах, которые дополняются потенциальной эффективностью поисково-разведочных работ в пределах районов добычи и устойчивым финансовым положением компании с ее многофункциональным административным управлением и обширным производственным опытом.

Kirkland Lake Gold приобрела золотой рудник Fosterville в результате слияния с компанией Newmarket Gold, которое состоялось 30 ноября 2016 г.

Рудник Fosterville

Подземный золотой рудник Fosterville находится в 20 км от г. Бендиго в Австралии, содержит высококачественную руду и имеет низкие затраты. Это самый крупный производитель золота в австралийском штате Виктория. Рудник Fosterville характеризуется высоким потенциалом поисково-разведочных работ в пределах районов добычи, а также низкозатратным производством. Территория вокруг рудника имеет хорошо развитую инфраструктуру и мощеные подъездные дороги. Добываемая руда перерабатывается на фабрике производительностью около 830 000 тонн в год.

Переработка руды на Fosterville

Применяемая технологическая схема включает дробление и измельчение, а затем переработку в контурах флотации, бактериального окисления и CIL («уголь в щелоке»). На современном предприятии по переработке сульфидов применяется одна из ведущих систем биоокисления в мире с рекордными показателями извлечения. Производство на руднике Fosterville было запущено в апреле 2005 года, а в январе 2016 года была выпущена миллионная унция золота, отражающая важный ключевой этап безопасного и экологически рационального производства на руднике.

Предыстория

Добыча на руднике Fosterville осуществляется с 1894 года с перерывами. Современные работы по разведке рудника и его разработка с применением кучного выщелачивания начались в 1980-х. К 2001 году запасы окисленной руды, доступные для открытой добычи, были исчерпаны. Исследования возможности дальнейшей выработки и переработки первичных руд более глубокого залегания возобновились в 1992 г., включая подготовку различных технико-экономических обоснований. После завершения работ по углублению в 2001 и 2002 годах в 2003 г. было проведено детальное ТЭО, основанное на добыче и переработке упорных руд, намеченных к разработке открытым и подземным способами, с производительностью 800 000 т/г. В ноябре 2003 года началось проектирование рудника с целью запустить производство на новом комплексе по переработке руды в апреле 2005 года.

Технология BIOX® (биоокисление) от Outotec

Технология BIOX® была разработана для предварительной переработки упорных руд и концентратов перед традиционным извлечением золота путем выщелачивания цианированием. В упорных рудах золото содержится в таких сульфидных минералах, как пирит, арсенопирит и пирротин, что препятствует его выщелачиванию методом цианирования. В результате биоокисления по технологии BIOX® сульфиды разрушаются, и золото высвобождается для последующего цианирования, что повышает общее достижимое извлечение золота.

Преимущества биоокисления

При проектировании технологического оборудования применяются решения с низкими капитальными затратами, подтвержденными технологическими показателями, высокой степенью надежности и энергоэффективности. Технология BIOX® может использоваться для сырья с самыми разными характеристиками и разрабатываться с учетом требований конкретного проекта. Техпроцесс биоокисления является масштабируемым и простым в применении, поскольку используется модульная конструкция оборудования. Технология BIOX® от компании Outotec применяется в промышленном производстве уже свыше 30 лет на 13 предприятиях, введенных в эксплуатацию по всему миру. На сегодняшний день при помощи данной технологии производится более 22 миллионов унций золота.

Выбор технологии для рудника Fosterville

Первичная руда на руднике Fosterville является высокоупорной. Уровень извлечения методом выщелачивания цианированием составляет менее 10% после измельчения до крупности P 80 = 45 микрон. Для отделения золота от пирита и арсенопирита требуется предварительная переработка окислением. Согласно результатам испытаний, наиболее эффективным в плане содержания и флотоактивности является предварительное окисление флотоконцентрата, нежели цельной руды, с применением технологий POX (автоклавное окисление) и BIOX.

Помимо оценки капитальных и эксплуатационных затрат и дифференциального приращения коэффициента извлечения, специалисты предприятия оценили эффективность работы комплексов по технологиям POX и BIOX. В качестве самых важных критериев бяли безопасность, воздействие на окружающую среду, капитальные и эксплуатационные затраты, технические риски и возможность наращивания мощности. Кроме того, были проанализированы такие факторы, как ввод в эксплуатацию и срок вывода на рабочий режим, эксплуатационная пригодность, ремонтопригодность и наличие запчастей, а также чувствительность к изменениям содержания серы и качества воды. Для оценки этих и других критериев применялся метод полуколичественного анализа. Согласно результатам, с достаточной степенью достоверности можно сказать, что наиболее оптимальным из двух технологий переработки концентрата, полученного из руды, добытой на руднике Fosterville с производительностью 800 000 т/г, является биоокисление.

Тесное взаимодействие с заказчиком

Компания Metso Outotec тесно сотрудничала с заказчиком, оказывая услуги по проведению опытов, консультационные и проектно-технологические услуги в рамках разработки проекта, от первых испытаний до банковского ТЭО. Опыты по применению технологии биоокисления проводились периодически в течение почти 7 лет с использованием разных проб флотоконцентрата и при различных условиях. Результаты первых опытов показали, что биоокислительные культуры легко адаптировались к концентрату, позволяя добиться высокой степени окисления сульфидов для различных проб с рудника Fosterville. Растворимое молярное соотношение железа и мышьяка (Fe:As) в окончательных растворах биоокисления превышало 3:1 и приводило к стабильному осаждению основного арсената железа при нейтрализации. Результаты испытаний проб остатков биоокисления на выщелачивание подтвердили возможность достижения высокого извлечения золота при выщелачивании цианированием полностью окисленных продуктов биоокисления.

Флотация

ПРОЦЕСС FLOTATION — один из самых распространенных методов извлечения ценных минералов из определенных классов руд, и он, как правило, более эффективен в отношении извлечения минералов, чем любой другой процесс, применимый к обработке подобных типов руд. Металлические составляющие минералов извлекаются из концентратов в последующих сериях металлургических операций, например плавке, рафинировании и т. Д. — конечный продукт из металлического слитка, составляющего сырье производителя.В очень редких случаях флотоконцентрат продается напрямую без дополнительной обработки. Как правило, флотационная установка включает одну стадию в серии операций по извлечению металлических составляющих руды с конечным получением одного или нескольких товарных металлов. Он принимает сырую руду из горнодобывающего отделения и доставляет один или несколько концентратов достаточно высокого качества и в подходящей форме на следующий отдел, где извлечение металлов начинается, как правило, но не обязательно, путем плавки или выщелачивания.

Что такое руда

Руда может быть определена как порода, содержащая достаточно полезных ископаемых, имеющих экономическую ценность, чтобы сделать ее извлечение из оставшейся части коммерчески прибыльной. В руде может быть более одного типа минералов, и не все из них могут иметь экономическую ценность; те, которые имеют экономическую ценность, часто называют ЦЕННЫМИ МИНЕРАЛАМИ, а остальная часть руды классифицируется как ГАНГ.

В процессе добычи часто желательно собрать ценные минералы в виде КОНЦЕНТРАТА, который должен содержать основную часть минералов с минимально возможным количеством пустой породы.Может быть получено более одного концентрата, если руда содержит два или более видов ценных минералов и можно добывать каждый из них отдельно. Та часть руды, которая не попадает в концентрат, окончательно отбраковывается как ХВОСТ.

Какая руда подходит для флотации

Самый большой класс руд, обработанных методом флотации, состоит из руд, содержащих сульфидные минералы меди; они иногда содержат самородную медь, а также золото и серебро, которые, как правило, можно плавать вместе с сульфидными минералами в одном концентрате.Как правило, можно предотвратить всплытие любого присутствующего пирита или другого сульфида железа и заставить его уйти с завода в хвостохранилище. Окисленные минералы меди, в основном карбонат, могут быть извлечены из содержащих их руд методами, несколько отличающимися от тех, которые требуются для флотации сульфидных минералов; флотация руд, в которых присутствуют сульфидные и окисленные минералы, до настоящего времени не была очень успешной.

Второй по величине класс руд, пригодных для флотации, — руды, содержащие смешанные сульфиды свинца и цинка с пиритом или без него.

Современные методы, как правило, позволяют удалять отдельные концентраты на последовательных стадиях флотации, причем каждый концентрат содержит один из минералов, более или менее незагрязненный другими. Обработка руды, в которой присутствует только сульфид свинца или цинка, обычно является несложным делом, но большая часть этих руд концентрируется другими методами. Окисленные минералы свинца, как правило, можно концентрировать флотацией, но для этого требуется специальный метод обработки; их встречаемость сравнительно редка.Использование флотации для дополнения или замены цианирования золотых и серебряных руд постепенно увеличивается.

Стандартная процедура флотации

Хотя метод обработки каждой отдельной руды может представлять проблемы, требующие особого рассмотрения, общая процедура флотации каждого из вышеуказанных классов руды стала в значительной степени стандартизированной. В этом томе описаны только те методы измельчения и флотации, которые могут быть сведены к более или менее стандартной основе; несколько включенных специальных методов представляют собой развитие стандартной процедуры и указывают на тенденцию к прогрессу.Многие минералы, помимо уже упомянутых, могут быть обогащены флотацией, например молибденит, графит, сера и даже уголь, но для их обработки требуются специальные методы.

Флотационная установка

Фактический процесс концентрирования минералов флотацией — это всего лишь одна из последовательности операций, полная флотационная установка, состоящая из пяти из них:

1. дробление
2. шлифовальный,
3. флотация,
4. фильтрация концентрата и
5. хвостохранилищ.

В дробильном отделении фабрики руда из рудника дробится до примерно 3/8 дюйма. измельчение в две или три стадии без использования воды, за исключением распыления для удаления пыли, что является экономическим пределом для оборудования сухого дробления в современной практике.

Измельченный продукт затем поступает в участок измельчения, где он смешивается с водой и измельчается в одну или две стадии до необходимого размера. Как правило, пульпа, содержащая частицы размером более 48 меш (0,295 мм.) не подходит для флотации, а также не принято измельчать руду до продукта более мелкого размера, чем тот, при котором 95% проходит через сито с размером ячеек 200 меш (0,074 мм). Размер готового материала обычно лежит между этими двумя пределами.

Восстановление руды путем сухого измельчения с последующим влажным измельчением имеет важное значение для успешной флотации. Размер правильный, если он достаточно мелкий, чтобы выделить большую часть минерала из пустой породы без образования чрезмерного количества слизи. Последняя стадия восстановления должна происходить в воде, чтобы каждая свежая поверхность, открытая во время измельчения, будь то металлический или породообразующий минерал, была немедленно смочена.Таким образом, влажное измельчение руды является необходимостью, помимо того, что это также самый экономичный метод.

Во время или сразу после измельчения и перед последующей непосредственно операцией флотации некоторые масла и химические вещества смешиваются с рудной пульпой. Эти реагенты имеют различные функции и добавляются для трех целей: (1) воздействовать на поверхности плавающих минералов таким образом, чтобы они прилипали к пузырькам воздуха, вводимым в пульпу во флотационных машинах, (2) для стабилизировать эти пузырьки, чтобы сделать возможным образование достаточно когерентной пены, и (3) сделать нежелательные металлические и породообразующие минералы неплавучими.Пузырьки воздуха, всасываемые или вдуваемые в пульпу во флотационных машинах, покрываются минералом и поднимаются на поверхность, где собираются в виде минерализованной пены. Этот первичный концентрат, в котором собрана основная масса минерала, непрерывно течет или соскребается через край машины в сборный желоб. Если продукт, достаточно чистый для передачи в следующий цех, не может быть произведен за одну стадию флотации, первичный концентрат повторно обрабатывается в аналогичной, но меньшей машине для максимального удаления примесей.

Конечный концентрат фильтруется для удаления большей части воды. Затем высушенный продукт покидает установку флотации и переходит в плавильную, выщелачивающую или другую секцию металлургического восстановления.

Удаление хвостов, обычно путем сгущения и осаждения с извлечением воды, составляет последнюю стадию обработки руды.

Это почти универсальный обычай, когда дробильное отделение работает только в течение одной или двух восьмичасовых смен в день, чтобы иметь время для осмотра оборудования и любого необходимого ремонта.Тот факт, что дробильные машины можно запускать и останавливать без большой потери времени, делает это возможным, поскольку в течение нескольких минут после запуска они будут работать на полную мощность. Это одно из основных отличий дробильной секции от следующих за ней. Для работы секции измельчения и концентрирования на полную мощность и эффективность требуются часы, а не минуты, и поэтому важно, чтобы они работали непрерывно с как можно меньшим количеством остановок.По этой причине вся флотационная установка, за исключением дробилки, работает 24 часа в сутки.

ПНЕВМАТИЧЕСКАЯ ФЛОТАЦИЯ

В начале 1909 года я проделал большую работу с процессом флотации Macquisten и установкой трубной установки на мельнице Morning в Муллане, штат Айдахо. За этой работой последовало большое количество экспериментов с различными типами существующих процессов флотации, результатом которых стала разработка пневматического метода.

Первое применение пневматической флотации для обработки руды было мной применено на мельнице Национальной медной компании в Муллане. Этот завод был спроектирован и построен мной и с самого начала имел успех во всех отношениях.

С тех пор этот метод был принят почти на всех других заводах в Coeur d’Alene для обработки свинцовых и свинцово-цинковых руд, особенно на Gold Hunter, Morning, Hercules, Bunker Hill & Sullivan, Caledonia, Last Chance, Hecla. , Стандарт и т. Д., всего около 50 ячеек, перерабатывающих от 1500 до 2000 тонн шлама и мелкого песка в сутки. Тот же метод с тех пор был принят организацией Inspiration, штат Аризона. Anaconda, Magma и другие медные компании, а также горнодобывающие компании Silver King, Daly-Judge, Duquesne и El Rayo по свинцу, цинку и другим рудам, всего около 680 ячеек в эксплуатации или в процессе эксплуатации. монтаж общей производительностью от 25 000 до 28 000 тонн в сутки.

Технологические схемы заводов Inspiration и Arizona Copper представлены на рис.43 и 44. Технологическая схема Дали-Джадж на рис. 45 представляет собой интересный пример извлечения свинца, мелкого песка и шлама. На прилагаемой диаграмме (рис. 46) показаны различные элементы, составляющие метод Каллоу.

A — это смеситель, работающий от сжатого воздуха с целью смешивания и эмульгирования масла, воздуха и воды. Такой же тип устройства обычно используется при работе с цианидом. В тех случаях, когда масло или вспенивающий агент можно подавать в дробильную машину или трубную мельницу, этот смеситель или резервуар для пачуки можно исключить, так что масло подается прямо в мельницу, а оттуда в разделительную камеру.

Доказано, что перемешивание не является необходимым для успешной флотации пневматическим методом. На одном из заводов был установлен смеситель Pachuca на каждые четыре черновых камеры. Загущенный корм поступал из резервуара Дорра, который поднимался ленточно-ковшовым элеватором. Масло подавалось в багажник лифта, и перемешивание там служило всем целям, поскольку результаты без пачуков оказались такими же хорошими, как и с ними.Поэтому от их использования в этом растении отказались.

B — начальная или черновая разделительная ячейка. Он состоит из резервуара примерно 9 футов в длину и 24 дюйма в ширину, с наклоном дна от 3 до 4 дюймов на фут; он составляет 20 дюймов на мелком конце и 45 дюймов на самом глубоком конце. Он может быть построен из стали или дерева, желательно из дерева.

На рис. 47 и 48 подробно показана ячейка. Дно резервуара состоит из пористой среды, состоящей из рыхлого полотна саржи четырех толщин, должным образом поддерживаемых перфорированной металлической основой для предотвращения вздутия под давлением воздуха.Через эту пористую среду нагнетатель E нагнетает сжатый воздух. Для обеспечения необходимого тонкого разделения воздуха можно использовать пористый кирпич или любой другой керамический материал. Некоторые из них были опробованы, но по практическим и механическим причинам неплотно сплетенный холст-саржа, кажется, служит всем целям лучше, чем что-либо еще, и был принят в качестве стандартной конструкции с пористым дном.

Пространство под пористой средой или дном разделено на восемь отсеков, каждый из которых соединен отдельной трубкой и клапаном с главной воздушной трубой F.Таким образом, давление воздуха в каждом отсеке можно регулировать (дросселированием клапана) в соответствии с изменяющимся гидравлическим напором внутри резервуара, чтобы выпускать равномерное количество воздуха по всей длине днища и поддерживать равномерную аэрацию. содержимого. Обычно используется давление от 4 до 5 фунтов, и на каждый квадратный фут пористой среды требуется от 8 до 10 кубических футов свободного воздуха в минуту.

Каждый продольный край бака снабжен выступом и сливным желобом для приема сливаемой пены.Нижний конец бака снабжен сливным патрубком, снабженным пробковым клапаном, управляемым поплавком, с целью поддержания равномерного уровня воды в баке, что, в свою очередь, обеспечивает равномерный и постоянный сброс пены. при всех меняющихся условиях подачи, характерных для практических операций фрезерования. Уровень воды, конечно, может быть разным; но обычно его поддерживают примерно на 10–12 дюймов ниже уровня губ переполнения. Хвосты выводятся через патрубок, а пенистый концентрат по боковым желобам подается к насосу D-1, а оттуда — к ячейкам очистителя-сепаратора, обозначенным C.Эта ячейка-очиститель — машина той же конструкции, что и более грубая; однако при работе он обычно работает с более низким давлением воздуха; хвосты из очистителя перекачиваются D-2 обратно в исходное сырье, и, таким образом, на этой части сырья поддерживается замкнутый контур. Концентрат очистителя является товарным или готовым продуктом. Отвал D-1 может быть устранен, если установить очиститель на более низком уровне и подать к нему более грубую пену под действием силы тяжести. Обычно один уборщик обслуживает четырех грубых.

ПАРАЛЛЕЛЬНАЯ ИЛИ СЕРИЯ

Машина может работать как параллельно, так и последовательно, без ущерба для емкости для данного количества ячеек. Недавний опыт показывает, что, по крайней мере, на некоторых рудах последовательная обработка дает немного лучший хвостовой эффект; на других нет. Нет необходимости расширять такое расположение ячеек за пределы двух последовательно соединенных ячеек. В сильно минерализованной руде такое расположение явно выгодно, и в таком случае более грубый концентрат может иметь достаточно высокое качество, чтобы исключить операцию повторной очистки.Пена из второй ячейки в серии может быть возвращена в исходное сырье таким же образом, как хвосты возвращаются из очистителя при выполнении операции черновой обработки и очистки. Возможен ряд таких комбинаций. На Inspiration исходный корм поступает в 12 первичных грубых комбайнов, хвосты из которых подразделяются на песок и шлам, песок уходит на столы, а шлам возвращается в 12 вторичных грубых машин. Концентраты как первичной, так и вторичной грубой очистки направляются в четыре очистителя, а отходы очистителя обратно в контур.

ОБРАЗОВАНИЕ ПЕНЫ

Пена образуется в результате нагнетания мелкодисперсного воздуха на дно уже эмульгированной целлюлозы; он продолжает формироваться и перетекать до тех пор, пока он снабжен мякотью надлежащей консистенции, должным образом смешанной с нужным количеством и видом масла или вспенивающего агента. При измерении от уровня воды в резервуаре образующаяся пена может иметь глубину или толщину от 14 до 16 дюймов и, в зависимости от характера руды, вида и количества вводимой нефти, будет более или менее объемной, крупной или мелкой. зернистый, сухой или водянистый — все эти условия регулируются регулированием вида или количества масла и количества впрыскиваемого воздуха.

В случае некоторых руд, богатых сульфидами, когда достаточно концентрата сравнительно низкого качества, «очиститель» может не понадобиться, но для руд с низким содержанием, имеющих высокий коэффициент обогащения и требующих концентрата максимальной чистоты , желательно чистильщик.

ПЛОТНОСТЬ МАССЫ

Обрабатываемая пульпа может иметь разную плотность, от 2½: 1 воды и руды до 5 или 6: 1; для смеси песка и шлама первое соотношение предпочтительнее, но для смеси чистого шлама (-200 меш) допускается большее количество воды.Конкретная плотность не имеет такого большого значения, как то, чтобы подача пульпы была равномерной по плотности, поскольку каждое изменение плотности пульпы требует повторной регулировки подачи масла, при этом количество масла увеличивается пропорционально увеличенный объем мякоти независимо от ее твердого содержания.

ВМЕСТИМОСТЬ

Нормальная производительность одной стандартной черновой ячейки составляет 50 тонн в сутки. Это, конечно, будет зависеть от природы руды.На одном заводе, который использует гравитацию перед флотацией, только мелкий песок и шлам обрабатываются из расчета 50 тонн на более грубый. Inspiration Copper Co. использует флотацию в качестве основного процесса, и ее 800 тонн на секцию обрабатываются 24 камерами черновой обработки и 4 очистителями. В этом случае камеры работают последовательно: первичные ячейки обрабатывают исходный корм, а вторичные ячейки повторно обрабатывают только шлам из первичного хвостохранилища после удаления песка. Это дает в среднем 33.3 тонны на черновую ячейку. Завод Arizona Copper Co. будет обрабатывать шлам и повторно измельченный песок после предыдущей гравитационной обработки; из исходной вместимости 4000 тонн флотационного корма будет около 3600 тонн. Это будет обрабатываться на 63 машинах для грубой обработки, работающих параллельно, и на 18 очистителях, или в среднем около 57 тонн на камеру черновой обработки, или 45 тонн на ячейку для черновой обработки и очистки.

Некоторые тесты показали небольшую разницу в извлечении, будь то спуск в ячейку 45 тонн или 65 тонн; но извлечение начинает снижаться, как только объем корма превышает 75 тонн.В Coeur d’Alene, где используется свинцово-цинковая руда, средняя производительность составляет 35 тонн на ячейку.

МАСЛА. Используемые масла можно в общих чертах разделить на «пенообразователи» и «сборщики». Сосновые масла являются хорошими пенообразователями; каменноугольная смола и ее различные подразделения — хорошие собиратели. На некоторых рудах неочищенный сосновый деготь сам по себе сочетает в себе свойства вспенивания и сбора. В других случаях его, возможно, придется обогатить добавлением одного из наиболее летучих компонентов, таких как рафинированное сосновое масло, скипидар или древесный креозот.

В целом каменноугольные продукты являются плохими пенообразователями; чтобы получить достаточный объем пены для обеспечения высокого извлечения, часто необходимо добавить рафинированное или неочищенное сосновое масло, креозот и т. д. В Inspiration, например, смесь состоит на 80% из сырой каменноугольной смолы и на 20% из угля. -тарный креозот; на другом заводе на аналогичной руде 45% каменноугольной смолы Эль-Пасо, 40% каменноугольного креозота, 10% крезола и 5% соснового масла. В Daly-Judge мы использовали 40% сырой каменноугольной смолы, 40% креозота, 20% соснового масла. В Coeur d’Alene на цинковой руде мы использовали простой древесный креозот; на Меднорудной равнине будет работать скипидар,

, но лучше сосновое масло.В Inspiration мы использовали от 1,5 до 2 фунтов смеси на тонну руды; в Daly-Judge от 1 до 1½ фунтов; и в Национальном масле 0,3 фунта достаточно. При экспериментальной работе на другом заводе расход масла составлял приблизительно один фунт смеси на тонну, но поскольку вся установка была в эксплуатации, а вода из контура регенерировалась и использовалась снова, расход масла снизился с 1 т0 0,35. фунт. Подходящий вид или виды масла и необходимое количество могут быть определены в настоящее время только путем предварительного эксперимента; до сих пор не известно научного кратчайшего пути.

ХАРАКТЕР ПЕНЫ

Пена, полученная пневматическим способом, отличается тем, что она нестабильна или недолговечна, то есть быстро умирает, когда ее удаляют под действием нагнетаемого воздуха. Пузырьки, составляющие пену, образующиеся под гидравлическим давлением от 15 до 40 дюймов при подъеме над водой и до уровня пены, лопаются из-за более низкого окружающего атмосферного давления. При разрыве они высвобождают прикрепленный к ним минерал, но он, в свою очередь, улавливается пузырьками, которые следуют сразу за ними.Нестабильность или стабильность пузырьков будет в некоторой степени зависеть от используемого масла и природы пустой породы. Сосновое масло образует очень хрупкую пену, которая сразу же отмирает при выходе на поверхность. Креозот и легкое масло образуют более эластичную оболочку, которая временами расширяется в пузырьки диаметром от 3 до 4 дюймов, прежде чем лопнуть. Пузырьки соснового масла редко бывают больше или ½ дюйма в диаметре. Касторовое масло, оливковое масло, масло для свечей (олеиновая кислота), пальмовое масло, масло спермы и другие масла смазочного характера, как правило, заменены маслами, более или менее растворимыми или смешиваемыми с водой — такие как скипидар, хвойное масло и все перегонки угля и древесной смолы.Очень летучие масла, такие как нафта, бензин, эфир, спирт, по-видимому, служат очень мало, за исключением того, что они делают смолистые ингредиенты смол более растворимыми или смешиваемыми.

Большой, крупный и эластичный пузырь кажется необходимым для извлечения крупнозернистого минерала, но для очень мелкого или коллоидного минерала необходим небольшой и сравнительно хрупкий пузырь.

СТОИМОСТЬ

Обычно используемые масляные смеси будут стоить от 1.25c. до 3с. за фунт в зависимости от пропорции используемого крезола и других дорогостоящих масел, но 1½c. на фунт будет безопасным средним значением для большинства масел. Расход от 1 до 1½ фунта на тонну или от 1,25 цента. до 4.5c. на тонну корма, скажем, 2½ цента, будет безопасным средним значением. Работа, конечно, будет зависеть от размера растения. На одном заводе, состоящем из 60 ячеек, два человека в смену обслуживают весь завод, что эквивалентно стоимости 1¼c. за тонну. Один человек за смену на 250-тонном заводе будет стоить 5,4 цента.за тонну в обслуживании. Если предположить, что срок службы бланка составляет три месяца и 50 тонн на ячейку, а также имеется припуск на ремонт воздуходувок, двигателей, насосов и т. Д., Мы имеем ½ цента. за тонну по либеральной оценке.

Мощность на 1с. за кВт. час (60 долларов за л.с. в год) и 2½ кВт-часов на тонну равняются 2,5 цента. на тонну корма.

Вкратце, моя оценка для завода мощностью 2000 тонн будет примерно такой, в центах на тонну кормов:

На заводе мощностью 250 тонн дополнительная рабочая сила довела бы его примерно до 10 центов.за тонну. Фактические данные для крупного завода более 2000 тонн дали 6,1c. за тонну. Сырье для флотации в этом случае составляет 60% тоннажа сырой руды или 3,5 цента. на тонну переработанной сырой руды.

ТЕОРИИ ФЛОТАЦИИ

До сих пор не было предложено удовлетворительного объяснения явления флотации. По моей инициативе и под моим руководством был проделан большой объем исследовательской работы, в ходе которой были предприняты серьезные попытки сформулировать какое-то логическое объяснение и, возможно, найти какой-то научный способ проведения экспериментов вместо эмпирических методов, ныне модных.Хотя эта цель еще не достигнута полностью, эксперименты привели к формулировке теории, которая кажется хорошо обоснованной и может оказаться полезной для других, занятых в этой отрасли металлургии.

Большая работа была проделана в Институте Меллена в Питтсбурге под руководством Раймонда С. Бэкона, а в последнее время — Джеймсом А. Блоком на местной станции Горного управления США. Результаты некоторых из этих работ кратко изложены в следующих отчетах:

При рассмотрении связи между явлениями флотации и физическими свойствами рассматриваемых минералов следует отметить два параллелизма:

Первый: В течение некоторого времени было замечено, что плавающие минералы с трудом смачиваются водой, а те, которые легко смачиваются, не имеют пены.Это основа почти единственной теории, широко распространенной до сих пор. Об этом хорошо сказал Гувер в своей книге «Концентрирование руд путем флотации», первой авторитетной публикации на эту тему.

Секунда: Как будет объяснено ниже, существует параллелизм между некоторыми электростатическими характеристиками и характеристиками флотации руд.

В первой упомянутой теории путем рассмотрения поверхностного натяжения и углов смачивания можно продемонстрировать, что некоторые плавучие минералы, такие как галенит, будут плавать на поверхности неподвижной воды, в то время как частицы пустой породы, с другой стороны, обладают большей адгезионное притяжение для воды, чем когезионное притяжение самой воды, и поэтому они втягиваются через поверхностную пленку во внутреннюю часть, где они тонут из-за своего большего удельного веса.Эти свойства плавучих минералов и пустой породы усиливаются за счет присутствия масла и кислоты. Масло прилипает к галениту с большей прочностью, чем к диоксиду кремния, и поверхность масла гораздо труднее смачивается, чем поверхность галенита. Кислота в воде вызывает еще большую разницу в различных поверхностных натяжениях. Это, по-видимому, несомненно, объяснение такой флотации, которая достигается с помощью процесса Macquisten, в котором частицы руды поднимаются на поверхность, а оставшиеся удаляются путем снятия поверхностного слоя жидкости.

Что касается второго упомянутого параллелизма, было замечено, что чрезвычайно малые количества некоторых коллоидных примесей, таких как сапонин или таннин, были вредны для флотации, в то время как другие, такие как конго красный и метилиновый синий, не мешали и были во всяком случае, выгодно. При их классификации повреждающие коллоиды обычно относились к тому, что физико-химики называют электроотрицательными коллоидами, в то время как электроположительные коллоиды не были вредными. Эта классификация основана на том факте, что взвешенные частицы обычно мигрируют, когда помещены в электрическое поле, и классификация естественным образом исходит из направления их миграции.Эта миграция называется электрофорезом, или электрическим эндосмосом, и является результатом того факта, что жидкость, содержащая частицы, образует вокруг них контактные слои, похожие на поверхностные пленки, образующиеся при контакте жидкости с воздухом. Эти контактные пленки почти всегда имеют разность потенциалов между их внутренней и внешней поверхностями. Пленка контакта воздух-вода имеет, например, разницу в 0,055 вольт, а другие контактные пленки имеют аналогичный заряд. Это заставляет частицы действовать как заряженные твердые тела и притягиваться электрическими зарядами противоположного знака.

Заряды твердых тел и несмешивающихся жидкостей удобно изучать на предметном столике микроскопа.

Эта работа естественным образом привела к изучению зарядов различных руд и минералов, и в этой работе был обнаружен интересный параллелизм; а именно, что у плавучих минералов, по-видимому, были положительные заряды, а у неплавучих пород — отрицательные. Были обнаружены загрязнения с положительными зарядами, но с ними было обычно трудно справиться, поскольку они имели тенденцию образовывать пену.Эти заряды иногда меняются в зависимости от кислотности или щелочности жидкости, и это изменение не противоречит влиянию кислотности или щелочности на флотацию руд.

Было замечено, что эти электростатические свойства зависят от состояния поверхности частиц, а не от состава массы. Например, оксид свинца, который обычно является отрицательным или нейтральным, при покрытии сульфидным покрытием принимает на себя положительный заряд.

Хотя эти заряды небольшие, недавние работы по коагуляции и дефлокуляции слизи, по коагуляции и диспергированию коллоидов и в аналогичных направлениях показывают, что заряды контактной пленки имеют важное значение для диспергирования или когерентности частиц, взвешенных в жидкие среды.В тонких суспензиях и коллоидных растворах эти заряды часто можно нейтрализовать введением противоположно заряженных ионов, и осаждение обычно происходит всякий раз, когда эти заряды опускаются ниже определенных пределов. Противоположно заряженные контактные пленки обычно имеют тенденцию поглощать друг друга и слипаться, в то время как пленки с одинаковым зарядом, если их заряды достаточно велики, чтобы преодолеть естественную когезию, похоже, не сливаются, а отталкиваются друг от друга, и если вес частиц достаточно мал по отношению к их размеру и поверхности, будет происходить постоянное диспергирование, при этом частицы распределяются в жидкости почти так же, как газ заполняет контейнер.

В свете вышеприведенных наблюдений кажется возможным, что флотация происходит из-за различий в полярности зарядов на различных частицах руды и на пузырьках. Поскольку было доказано, что масляные контактные пленки и воздушные контактные пленки имеют отрицательный заряд, положительно заряженные минералы могут прилипать к любому из них. Оболочки пузырьков во флотационной машине, несомненно, состоят из нефти или из нефти в эмульсии, поскольку сама по себе чистая вода не пенится. Таким образом, те же силы, которые вызывают агломерацию и осаждение противоположно заряженных коллоидов, заставляют минералы прилипать к покрытым маслом пузырькам; и те же силы, которые удерживают частицы масляной эмульсии в диспергированном состоянии, удерживают частицы пустой породы от пузырьков.

Кратко говоря, теория такова: нефтяная флотация — это электростатический процесс. Это научный факт, что когда твердая частица находится во взвешенном состоянии в воде, вода образует вокруг частицы контактную пленку, которая обычно обладает электрическим зарядом, количество и полярность которого будут зависеть от природы поверхности частицы. и электролит, в котором он находится во взвешенном состоянии. Наличие этих зарядов может быть продемонстрировано тем фактом, что частицы, обладающие ими, будут мигрировать, если их поместить в электрическое поле.Было продемонстрировано, что плавающие частицы имеют заряды одной полярности (положительные), а неплавучие частицы имеют заряды противоположной полярности (отрицательные), и что пена заряжена отрицательно и, таким образом, притягивает положительно заряженные или плавучие минералы, и отталкивает отрицательно заряженные или неплавучие. Считается, что именно это заставляет плавучие минералы, такие как галенит или сфалерит, прилипать к пене и подниматься, в то время как жильные минералы, такие как кремнезем и известняк, остаются в жидкости, откуда они могут быть выброшены в виде хвостохранилище.

Flotation Reagent — обзор

9.05.5.6 Арсенаты и фосфаты

Вторичные фосфаты редко встречаются в условиях кислотного дренажа. Пироморфит [Pb ₅ (PO ₄ ) ₃ Cl] был обнаружен в хвостах (Morin et al. , 1999) и в отложениях ручьев, связанных с добычей полезных ископаемых (Hudson-Edwards et al. , 1996 ). Брушит [CaHPO ₄ · 2H ₂ O] описан Dill et al. (2002) должен присутствовать в окисленных хвостах рудника Matchless, Намибия, но отсутствие адекватного источника PO ₄ в первичной минеральной ассоциации указывает на то, что анион, скорее всего, был получен из флотационного реагента.

Арсенаты гораздо более распространены, чем фосфаты, в условиях шахтного дренажа, в основном из-за присутствия арсенопирита [FeAsS] и мышьякового пирита в качестве основных источников мышьяка в металлосодержащих месторождениях. В течение многих лет переработка мышьяковистой золотой руды включала обжиг сульфидных концентратов, а отходящие газы и выбросы твердых частиц рассеивались в атмосфере и окружающей местности. Последующие технологические усовершенствования привели к улавливанию богатых мышьяком выбросов, главным образом путем конденсации As ₂ O ₃ (арсенолит), удаление которого, в свою очередь, создало экологические проблемы.Например, более 2 × 10 ⁵ т As ₂ O ₃ временно хранятся в подземных выработках золотых приисков в Йеллоунайфе, Канада, и постоянное захоронение является серьезной проблемой для окружающей среды. На участке недалеко от Марселя, Франция, отходы переработки мышьяковых руд содержат пирит, арсенопирит и арсенолит, а сточные воды богаты мышьяком и имеют низкий pH (2,2). Потоки впоследствии взаимодействуют с известняковым субстратом, тем самым повышая pH и осаждая белые корки, содержащие гипс, фармаколит [CaHAsO ₄ · 2H ₂ O], гайдингерит [CaHAsO ₄ · H ₂ O], вейлит [CaHAsO ₄ ] и пикрофармаколит [H ₂ Ca ₄ Mg (AsO ₄ ) ₄ · 11H ₂ O]; скородит [FeAsO ₄ · 2H ₂ O] также был обнаружен в отфильтрованных твердых частицах (Juillot et al., 1999).

Скородит и фармакосидерит [KFe43 + (AsO ₄ ) ₃ (OH) ₄ · 6–7H ₂ O] были обнаружены в отходах на заброшенных шахтах (например, Brown et al. , 1990). Эшли и Лоттермозер (1999) обнаружили скородит в почвах, загрязненных регионами, на руднике Мол-Ривер в Австралии, который прекратил переработку арсенопиритовой руды в 1930-х годах и известен как источник кислотного дренажа и загрязнения мышьяком. Осадки ручья содержат арсенолит, а в шахте и обжиговой печи представляет собой смешанный комплекс, включающий фармаколит и клиноклаз [Cu ₃ (AsO ₄ ) (OH) ₃ ].Гипс, фармаколит и краутит [MnH (AsO ₄ ) · H ₂ O] появляются в печи в виде высолов.

Кислотный дренаж (pH 2,2–4) из бывшего Pb-Zn рудника в Гар, Франция, был определен Leblanc et al. (1996) в среднем 250 мг. Л. ⁻¹ мышьяка, а охристые отложения ниже по течению содержат до 20 мас.% Мышьяка в строматолитоподобном нарастающем материале толщиной до 20 см. Осаждение наросшего материала было объяснено прямым или косвенным действием микробов.Рентгеновское исследование материала показало, что он содержит скородит, слабокристаллический гематит, буковскийит [Fe23 + (AsO ₄ ) (SO ₄ ) (OH) · 7H ₂ O], ангелеллит [Fe43 + (AsO ₄ ) ₂ O ₃ ] и беудантит [PbFe ₃ (AsO ₄ , SO ₄ ) (OH) ₆ ]. На месторождении Кобальт, Онтарио, минералы ряда эритрит-аннабергит [Co ₃ (AsO ₄ ) ₂ · 8H ₂ O – Ni ₃ (AsO ₄ ) ₂ · 8H ₂ O] образовались в результате окисления хвостов серебряных месторождений, богатых арсенидами Co – Ni – Fe.Выходы из хвостов содержат до 20 мг L ^–1 растворенного мышьяка и осаждают в основном гипс и тенардит [Na ₂ SO ₄ ], но фармаколит и брассит [MgHAsO ₄ · 4H ₂ O] являются также присутствует (Percival et al. , 1996).

Несмотря на большое количество кристаллических арсенатов, которые были признаны поглотителями мышьяка, многочисленные проявления аморфных арсенатов Fe (III) и замещение мышьяка в минералах, таких как минералы супергруппы ярозита (например,g., Savage et al. , 2000; Dutrizac and Jambor, 2000) также известны. Сообщалось, что сорбция мышьяка на швертманните вытесняет значительную часть SO ₄ этого минерала (Carlson et al. , 2002). Однако наиболее важным поглотителем мышьяка является его сорбция оксигидроксидами железа и марганца. Литература изобилует примерами и соответствующими лабораторными исследованиями; некоторые из многих недавних или относящихся к делу статей — это работы Fuller et al. (1993), Nriagu (1994), Kimball et al. (1995), Manceau (1995), Waychunas et al. (1996), Lutzenkirchen and Lovgren (1998), Manning et al. (1998), Raven et al. (1998), Webster et al. (1998), Ding et al. (2000), Jain and Loeppert (2000) и Farquhar et al. (2002). Сорбция мышьяка на глинах обсуждается Manning and Goldberg (1996), Foster et al. (1998a, b), Lin and Puls (2000), Garcia-Sanchez et al. (2002), и ссылки в нем.

Флотация сульфидов — обзор

В Таблице 15 описаны основные результаты и рекомендации проведенных исследований, связанных с ОЖЦ этих металлов. Кобальт — ценный металл земной коры, который широко используется в промышленности. Добыча кобальта оказывает заметное влияние на здоровье человека из-за элементов, вызывающих рак, которые могут вызывать сердечные заболевания, проблемы со зрением и т. Д. Farjana et al. провели LCA процесса извлечения кобальта. Согласно их исследованию, добыча кобальта вредна для эвтрофикации и глобального потепления.Добыча кобальта требует большого количества электроэнергии, что пагубно сказывается на глобальном потеплении, а также на взрывах (Farjana et al., 2019c). Твердый сплав имеет более высокую твердость и более высокую коррозионную стойкость, в основном используется для сверлильных и режущих инструментов. Китай является ведущим производителем твердого сплава. Руду из цементированного карбида добывают путем добычи, дробления, измельчения, измельчения гравитационным методом, сульфидной флотации и обжига. На стадии гидрометаллургии цементированная карбидная руда переваривается, фильтруется, осаждается, экстрагируется с использованием растворителя и, наконец, кристаллизируется.На стадии пирометаллургии руда проходит кальцинирование, восстановление водородом и науглероживание. На стадии порошковой металлургии руда проходит измельчение, гранулирование и спекание. Furberg et al. провела комплексную оценку жизненного цикла производства цементированного карбида с кобальтом, в то время как географическое положение было некитайским (Канада и США). Их исследование показало, что удары были вызваны такими элементами, как керосин, хвосты, вода и электричество. Наибольшие воздействия были на категории TAP (закисление суши), ODP (разрушение озонового слоя), FEU (пресноводное эвтрофикация).И наименьшее влияние было на CC (изменение климата), PCOF (образование фотохимического окислителя) и WD (истощение воды) (Furberg et al., 2019). Марганец является важным элементом батарей, удобрений и химикатов. Марганец — широко используемый легирующий элемент, который используется при производстве ферросплавов. Марганцевый сплав производится путем добычи полезных ископаемых, транспортировки, подготовки и обогащения руды, спекания и транспортировки, плавки, дробления, просеивания и рафинирования. Westfall et al. провела исследование LCA на основе марганцевых сплавов, в ходе которого были собраны данные от 16 производителей руды и сплавов.Авторы провели комплексную ОЖЦ силикомарганца, ферромарганца и очищенного ферромарганца. Рассмотрены категории воздействия: GWP, AP, POCP, вода и отходы. Анализ проводился с использованием метода CML 2001. Согласно их анализу, спрос на электроэнергию и потребление топлива во время плавки были основными факторами воздействия (Westfall et al., 2016). Цемент на основе оксида магния широко производится в Китае, Северной Корее, Турции, России и Австралии. Оксид магния получают путем сбора сырья, дробления, вертикальной шахтной печи, резервуара для осаждения, просеивания, дробления, измельчения и упаковки.Ruan et al. проанализировали LCA оксида магния, где функциональная единица составляла 1 тонну. Они показали, что MgO оказывает меньшее влияние на экосистему и ресурсы, но оказывает большее влияние на здоровье человека. Анализ проводился методом EcoIndicator 99. Они рассмотрели пять различных сценариев, основанных на потреблении ископаемого топлива и сырья (Ruan and Unluer, 2016). Металлическое серебро наиболее широко используется в промышленных целях или для изготовления ювелирных изделий. Существует очень мало исследований, посвященных влиянию процессов добычи серебра на окружающую среду.Farjana et al. проанализировали экологическую нагрузку, связанную с процессом обогащения золота, серебра, свинца, цинка и меди (Farjana et al., 2019b). В другом исследовании они проанализировали воздействие операций по переработке золота и серебра на окружающую среду (Farjana et al., 2019d). Они обнаружили, что обогащение и аффинаж серебра оказывает наименьшее воздействие на окружающую среду, чем процессы добычи золота, поскольку они потребляют наименьшее количество электроэнергии. Однако есть некоторые воздействия на эвтрофикацию, глобальное потепление и экотоксичность (Farjana et al., 2019б, д). Оксиды титана широко используются для изготовления высокопроизводительных металлических деталей, частей искусственных тел и элементов двигателей. Ильменит и рутил — обычно встречающаяся форма оксидов титана. Ильменит и рутил добываются на горнодобывающих предприятиях с использованием обогащения тяжелых минералов, барабанной сепарации редкоземельных элементов, электростатического контура сепарации и контура гравитационного разделения. Farjana et al. провели сравнительный анализ LCA производства оксидов титана от колыбели до затвора. Ильменит и рутил рассматривались там, где рассматриваемый географический регион относился к Австралии.Наборы данных были собраны из базы данных AusLCI и программного обеспечения SimaPro. Исследование показало, что рутил оказывает значительное воздействие на окружающую среду, чем ильменит, из-за более высокого потребления энергии и электроэнергии. ПГ составлял 0,295 кг CO ₂ экв / кг производства ильменита и 1,535 кг CO ₂ экв / кг производства рутила (Farjana et al., 2018c).

Таблица 15. Краткое изложение выводов и рекомендаций для LCA различных металлов.

Развитие технологий флотации для максимального извлечения золота

Автор
Уоррен Тейлор
Специалист по продукту

13 сентября 2017

Процесс, используемый для извлечения золота, в значительной степени зависит от месторождения руды и минералогии руды.

Процесс флотации — это один из методов, используемых в промышленности для извлечения золота. Это очень рентабельный метод концентрирования золота и желательный процесс, используемый для обогащения руды с низким содержанием сульфидов и упорной руды для дальнейшей обработки извлечения золота.

Пенная флотация — это процесс, используемый для селективного отделения гидрофобных материалов от гидрофильных материалов. Пузырьки воздуха могут прилипать к желаемым минеральным частицам только в том случае, если они могут вытеснять воду с минеральной поверхности, и могут продолжать поддерживать минеральные частицы на поверхности, только если они могут образовывать стабильную пену, достигаемую с помощью флотационных реагентов.

Поскольку характеристики пены могут меняться изо дня в день, при проектировании и выборе пенных насосов критически важно понимать, как работают насосы для перекачки пены. Недостаточное знание коэффициента объема пены (FVF) часто может способствовать неправильному выбору пенного насоса и конструкции бункера.

Перекачка минеральной пены

Перекачивание минеральной пены с помощью стандартных шламовых насосов часто вызывает проблемы у операторов, особенно при обработке смешанных руд. Кроме того, пена может легко варьироваться от хрупкой пены — как правило, больших пузырьков, которые легко разрушаются, до очень вязкой пены — обычно мелких, плотно связанных пузырьков воздуха, которые остаются в состоянии пены в течение многих часов.

В условиях высокой FVF, таких как пена от средней до вязкой, отделение воздуха от жидкости способствует его связыванию в проушине крыльчатки. Это может вызвать ожидание кавитации, но вместо схлопывания паровых карманов увлеченные пузырьки воздуха быстро расширяются в областях низкого давления внутри крыльчатки насоса, уменьшая как напор, так и эффективность, вызывая связывание воздуха.

В результате низкая производительность перекачивания пены обычно приводит к переполнению бункеров и потере ценного концентрата.

Поскольку на эффективность флотации в значительной степени влияет непрерывная разработка новых и улучшенных реагентов, компании, производящие горнодобывающие химикаты, постоянно стремятся разрабатывать «сверхэффективные химикаты». Разрабатываются коллекторы для дальнейшего увеличения возможности отделения гидрофобных и гидрофильных частиц, в то время как достижения в области пены направлены на создание более стабильной пены для увеличения кинетики флотации и улучшения дренажа захваченного материала пустой породы.

Пенные насосы Warman® AHFC с технологией CARS

Для удовлетворения требований флотационных установок, которые демонстрируют сложные и устойчивые условия пены, Weir Minerals разработала сверхмощный пенный насос Warman ^® AHFC с технологией системы непрерывного удаления воздуха (CARS).

Наша технология пенного насоса Warman® AHFC специально разработана для процессов флотации, которые производят среднюю пену, а также для перекачки очень жесткой пены и концентрата, которые создают длительные, устойчивые условия пены.

Пенный насос Warman® AHFC имеет открытые лопатки индуктора, которые выступают в большую площадь всасывающего горловины и предназначены для создания сильного закрученного воздушного ядра, в то же время втягивая пузырьки пенного воздуха в проушину рабочего колеса. Этот процесс отделяет ценный концентрат от вязких пузырьков пены.Затем наша технология CARS может вытеснять огромное количество воздуха в атмосферу, обеспечивая более эффективную перекачку пенного концентрата.

Наша усовершенствованная технология пенных насосов CARS специально разработана для тяжелых насосов для шламовой пены и успешно работает в ряде областей применения золота, фосфата, калия, меди, молибдена, серебра, цинка, свинца, угля и нефтеносных песков по всему миру. .

Для обеспечения оптимальной производительности пенного насоса конструкция и геометрия пенного бункера имеют решающее значение.

Каждый из наших бункеров для пены уникально разработан для соответствия как области применения, так и выбранному насосу для пены Warman® AHFC. Бункеры для пены должны быть спроектированы так, чтобы повышать эффективность системы переноса пены за счет снижения турбулентности «пенообразования» внутри бункера, обеспечивая при этом беспрепятственное попадание концентрата пены во впускное отверстие AHFC.

Поскольку всегда следует ожидать некоторой степени нестабильности флотационной установки, особенно во время запуска установки, вполне вероятно, что в экстремальных, неблагоприятных условиях бункер для пены может переполняться.Предвидя эту нестабильность, мы разработали новаторские конструкции больших сливных желобов с большой подачей по спускной трубе непосредственно в систему обработки разливов, чтобы свести к минимуму потери ценного пенного концентрата.

Успешные проекты по перекачке пенного концентрата достижимы только с помощью подробных обзоров технологической установки с участием группы инженеров-технологов и консультантов по применению пенных насосов. Мы всегда сотрудничаем с нашими клиентами, чтобы обеспечить автономный процесс флотации.

Чтобы узнать больше о нашем пенном насосе Warman AHF с технологией CARS, посетите страницу с нашим продуктом или свяжитесь с нашей командой Warman.

Пилотная установка для пенной флотации и гравитационного концентрирования для золотой руды

Критическое значение pH и типа коллектора при флотации сфалерита и галенита из низкосортной свинцово-цинковой руды

Минералогический анализ

Элементный состав флотационного сырья, свинцового и цинкового концентратов и хвосты представлены в таблице 1.Как видно, количества свинца и цинка в руде составляют 0,93 мас.% И 2,8 мас.%. Важно исследовать минеральный состав руды, чтобы определить, какие минералы содержат эти элементы, чтобы выбрать подходящий тип коллектора и рабочий pH. Минеральное содержание флотационного сырья, свинцового и цинкового концентратов и хвостов указано в таблице 2. Исследования методом TXRD и минералогии показали, что пирит и сфалерит являются основными сульфидными минералами, а галенит — второстепенным сульфидным минералом.Кроме того, основными минералами пустой породы являются доломит, барит и кварц. Степень окисления свинца и цинка составила 11 и 5 процентов соответственно.

Таблица 1 Элементный состав питания флотации, свинцовых и цинковых концентратов и хвостов. Таблица 2 Минеральное содержание флотского сырья, свинцового и цинкового концентратов и хвостов.

Микроскопические изображения проходящего (вверх) и отраженного (вниз) микроскопического изображения разреза шахтной руды показаны на рис. 3. Можно увидеть кристаллы сфалерита, галенита и пирита в качестве сульфидных минералов и доломита в качестве основного минерала пустой породы. на рис.3. Некоторые трещины заполнены галенитом и небольшим количеством битумных минералов.

Рисунок 3

Микроскопическое изображение шлифа от обломка руды Гушфил, прошедшее изображение (вверху), отраженное изображение (внизу). Показанные минералы: сфалерит (Sp), галенит (Ga), пирит (Py), доломит (Do), битум (Bit).

Стадия флотации свинца

Влияние pH на качество и извлечение свинца

В качестве коллектора использовали

PEX и Aero 3418. PEX является обычным коллектором и используется на заводе в Гушфиле для флотации галенита.Был выбран Aero 3418, потому что он не только имеет более низкое сродство к пониженному сульфиду цинка, но также имеет более низкую селективность по отношению к сульфиду железа. Поэтому влияние этих коллекторов на извлечение свинца было исследовано при различных значениях pH. Результаты флотации свинца с использованием PEX и Aero 3418 A при различных значениях pH показаны на рис. 4. Как видно, содержание свинца приближалось к наивысшему значению при pH 8 и снижалось при более высоких значениях pH для обоих коллекторов, в то время как извлечение свинца снижалось с увеличением pH.Как показано на рис. 5, наблюдалось значительное увеличение окислительно-восстановительного потенциала пульпы при снижении pH с 8 до 5, что может способствовать извлечению свинца ²⁵ . Сообщалось, что флотация чистого галенита происходит при значениях pH в диапазоне 2–10 ²⁶ . Сообщается, что образование плюмбита вместо ксантогената свинца является причиной снижения извлечения свинца при значениях pH выше 11 ¹⁸ . Кроме того, было показано, что Pb (OH) ⁺ , адсорбированный на поверхности галенита или сфалерита, может снижать собирающую способность для флотации галенита при значениях pH от 7 до 9.5, но оказывал существенное активирующее действие на плавучесть сфалерита в диапазоне pH 7,5–10,5 ²⁷ . Свинцовую флотацию в промышленных масштабах обычно проводят в диапазоне pH от 7 до 10,5 в зависимости от минералогии руды и петрогенезиса ¹⁶ . Но поскольку содержание свинца является важным фактором, необходимо уменьшить содержание других примесей, таких как цинк и железо, в свинцовом концентрате.

Рис. 4

Влияние pH и типа коллектора на извлечение и содержание Pb.

Рис. 5

Eh (mV.SHE) в зависимости от pH после корректировки pH и до добавления химикатов в пульпу для свинцовой флотации.

Распределение и содержание цинка и железа в свинцовом концентрате

Влияние pH и типа коллектора на распределение цинка в свинцовом концентрате показано на рис. 6. Для обоих коллекторов было отмечено, что распределение цинка в Свинцовый концентрат и его содержание имеют тенденцию к снижению при увеличении pH с 5 до 8. Несмотря на более высокое извлечение свинца при pH 5 (рис.4), распределение цинка в свинцовом концентрате также выше, что вызывает неприемлемые потери цинка в цинковом концентрате. Значение pH, равное 8, является оптимальным значением pH для свинцовой флотации, поскольку содержание свинца находится на максимальном уровне, а распределение цинка в свинцовом концентрате низкое.

Рисунок 6

Влияние pH и типа коллектора на распределение и содержание цинка в свинцовом концентрате.

Влияние pH пульпы на распределение и содержание железа в свинцовом концентрате показано на рис.7. Четко видно, что распределение и содержание железа в свинцовом концентрате ниже 10% для обоих коллекторов при pH 8. Это означает, что распределение и содержание железа в приемлемом диапазоне для флотации свинца. Кроме того, коллектор Aero 3418 показал подходящее поведение по отношению к железу и цинку при более низких значениях pH.

Рисунок 7

Влияние pH и типа коллектора на распределение и содержание железа в свинцовом концентрате.

Как видно из рис. 6 и 7, распределение цинка и железа в свинцовом концентрате увеличивается с понижением pH.Это следует отнести к снижению содержания цианид-иона (CN ^— ) в пульпе при более низком значении pH. Цианид-ион оказывает угнетающее действие на сульфид цинка и железа ^15,18 . В диапазоне pH от 6 до 8,4 цианид улетучивается, и более 90% этого количества происходит в виде цианида водорода в пульпе, что приводит к потерям цианида из пульпы ²⁸ .

Стадия флотации цинка

Влияние pH и типа коллектора на извлечение и содержание цинка

После флотации свинца при оптимальном pH 8 флотация цинка при другом pH (5–11.5) с двумя типами коллекторов был проведен для изучения извлечения и содержания цинка в цинковом концентрате. На рис. 8 показано содержание и извлечение цинка в цинковом концентрате с использованием коллекторов PAX или Aero 3477 при pH 5–11,5. Можно заметить, что максимальное содержание и извлечение цинка были получены при pH 6 для обоих коллекторов. Содержание и извлечение цинка снизились с 43 до 17% и с 77 до 42% при увеличении pH с 6 до 11,5 в присутствии Aero 3477 в пульпе. Следовательно, рекомендуется использовать Aero 3477 при более низких значениях pH.Содержание и извлечение цинка снизились в диапазоне pH 6–8 с 33 до 23% и с 78,5 до 64%, соответственно, когда PAX использовался в качестве коллектора, однако содержание и извлечение повысились с 23% до 26,2. % и от 64 до 77% при pH от 8 до 11,5. Fuerstenau et al. ¹⁸ сообщил, что максимальное извлечение сфалерита в присутствии PAX происходит при pH 3,5 и уменьшается с увеличением pH. Увеличение извлечения цинка при значениях pH в диапазоне 8–11,5 в данном исследовании может быть связано с добавлением сульфата меди в качестве активатора сфалерита в пульпу, о чем сообщали Hu et al. ²⁵ . Они сообщили, что в отсутствие сульфата меди извлечение сфалерита постепенно снижается с pH 3 до 8 с бутилксантогенатом в качестве коллектора, но в присутствии сульфата меди извлечение сфалерита может быть выше 90% при pH <12 ²⁵ , который находится в согласие с нашими результатами.

Рисунок 8

Влияние pH и типа коллектора на извлечение и содержание цинка в цинковом концентрате.

Распределение и содержание железа в цинковом концентрате

Распределение и содержание железа в цинковом концентрате представлены на рис.9. Наименьшее распределение железа наблюдалось для обоих коллекторов при pH 6. С другой стороны, при этом pH содержание и распределение цинка были максимальными (рис. 9).

Рисунок 9

Влияние pH и типа коллектора на распределение и содержание железа в цинковом концентрате.

Скорость кинетики флотации свинца, цинка и железа

Значения pH 6 и 8 были выбраны в качестве оптимальных pH для флотации свинца и цинка соответственно. Кинетические скорости флотации свинца, цинка и железа на стадии флотации свинца при значениях pH 6 и 8 показаны на рис.10. Как можно видеть, происходит резкое увеличение извлечения свинца в первую минуту, а затем извлечение свинца постепенно увеличивается примерно с 60% до 80%.

Рисунок 10

Кинетика флотации свинца, цинка и железа при pH 6 и 8 на стадии флотации свинца.

Средняя константа скорости флотации (k) и конечное извлечение (R _∞ ) для свинца, цинка и железа показаны в таблице 3. Изменения pH не оказывают значительного влияния на среднюю константу скорости флотации свинец, но конечное извлечение на 5% выше при pH 6.С другой стороны, распределение цинка и железа составляет 46,28% и 16,47% при pH 6. Это означает, что использовать этот pH для флотации свинца нелогично. Кроме того, для увеличения извлечения при флотации свинцового контура при pH 6 следует использовать больше сульфата цинка и цианида натрия для снижения содержания цинка и сульфида железа.

Таблица 3 Параметры скорости кинетики флотации для свинца, цинка и железа на стадии флотации свинца.

На рисунке 11 показаны кинетические скорости флотации цинка и железа на стадии флотации цинка.Средняя константа скорости флотации (k) и предельное извлечение (R _∞ ) приведены в таблице 3. Согласно таблице 4, средняя константа скорости флотации цинка при pH 6 более чем в 2 раза превышает ее значение при pH 8. Конечное извлечение составило 79,56% при pH 6, тогда как оно составило 77,67% при pH 8. Это указывает на то, что для целей конструкции ячейки следует учитывать pH. Как показано здесь, большее извлечение может быть достигнуто с меньшими объемами клеток из-за более высокой скорости кинетики при pH 6. Кинетические параметры железа относительно схожи при pH 6 и 8.

Рис. 11

Кинетика флотации цинка и железа при pH 6 и 8 на стадии флотации цинка.

Таблица 4 Параметры скорости кинетики флотации для цинка и железа на стадии флотации цинка.

Обработка продуктов флотации платины

Большая часть первичных металлов платиновой группы (МПГ) поступает из платиновых руд с низким содержанием сульфидов (Южная Африка и США) и из сульфидных медно-никелевых руд (месторождения России и Канады). Недавние разведочные работы в России и других странах привели к открытию нескольких новых месторождений платиносодержащих слабосульфидных руд.Многие существующие технологии переработки МПГ руды основаны на механическом обогащении, высокотемпературной плавке и конвертировании, а также на гидрометаллургической переработке. Таким образом, разработка комплексной гидрометаллургической технологии извлечения МПГ и цветных металлов из руд, содержащих МПГ с низким содержанием сульфидов, значительно упростила их обработку, снизила эксплуатационные расходы и улучшила условия окружающей среды.

В наших исследованиях использовались флотационные концентраты низкосульфидных платиносодержащих хромовых руд из Южной Африки.Состав руды приведен в таблице. Исследование фазового состава флотационного концентрата методом рентгеновской микроскопии показало, что никель присутствует в виде пентландита, а медь — в виде халькопирита. Железо присутствует в этих минералах, а также в виде пирротина и в породообразующих минералах (пироксен, шпинель и тальк). Металлы платиновой группы обнаруживаются в виде собственных сульфидов и в смешанных сульфидных минералах, которые либо индивидуальны, либо связаны с минералами сульфидов цветных металлов и пирротином, см. Рисунок 1.Также были обнаружены незначительные количества золота и ферроплатины в металлических формах.

Рис. 1

Оптическая микроскопия показывает минералы элементов платиновой группы, связанные с пентландитом и халькопиритом, в отраженных электронах (Cp — халькопирит). в технологической схеме см. Рисунок 2.

Рис. 2

Технологическая схема, показывающая обработку флотационных концентратов низкосульфидных платиносодержащих руд

Автоклавное окислительное выщелачивание (AOL) при температуре 150 ° C и O ₂ парциальное давление 1 МПа позволяет цветным металлам избирательно переходить в раствор.Это не касается минералов драгоценных металлов, поскольку они устойчивы к неорганическим кислотам (1). Было изучено влияние расхода серной кислоты и продолжительности процесса на производительность AOL. Было обнаружено, что значения AOL зависят от содержания серы в исходном материале. Например, при растворении концентрата с относительно высоким содержанием сульфида (около 7% S в сульфидной форме) процесс AOL проводят в автоматическом режиме без добавления серной кислоты в исходную суспензию.Извлечение никеля и меди в раствор составляет 96 и 80% соответственно.

9037

Выщелачивание кормов с относительно низким содержанием сульфидов (2).

Металлы платиновой группы присутствуют в нерастворимых остатках от выщелачивания в природных халькогенидных минеральных формах; они не подвергаются химическому превращению на стадии АОЛ.Платиновые металлы могут быть извлечены путем сочетания окислительного обжига и гидрохлорирования. На стадии обжига минералы МПГ разрушаются с образованием металлических форм, которые затем растворяются во время гидрохлорирования с образованием комплексных соединений МПГ.

Влияние температуры и времени обжига на Pt и Pd, извлеченные в раствор хлорирования, показано на рисунках 3 (a) и 3 (b). Оптимальные условия для окислительного обжига: температура 1000 ° C, время 1 час, скорость нагрева материала 6.5–7,5 ° C мин. ^–1 . Чтобы уменьшить образование диоксида серы, был протестирован способ превращения серы в сульфат во время обжига путем добавления оксида кальция в исходное сырье.

Рис. 3 (a)

Влияние температуры обжига на извлечение платины и палладия в хлорирующий раствор (время обжига = 2 часа)

Рис. 3 (b)

Влияние времени обжига на извлечение платины и палладия в раствор хлорирования (температура обжига = 1000 ° C)

Влияние параметров, таких как тип окислителя, концентрация HCl, плотность суспензии, а также время и последовательность процесса на окончательное гидрохлорирование Значения были изучены таким образом, чтобы максимальное количество МПГ могло быть извлечено из агломерата.Оценено влияние на извлечение МПГ в раствор предварительного измельчения перед спеканием и восстановления гидразином. Газообразный хлор был предпочтительным окислителем на стадии гидрохлорирования агломерата, а не пероксидом водорода или перманганатом калия. Оптимальная кислотность суспензии для максимального извлечения МПГ в раствор соответствует концентрации HCl 220 г л ^-1 , см. Рисунок 4, что соответствует промышленной практике (3). Ассоциаты платиновых металлов и, в частности, родий чувствительны к изменению концентрации HCl.ПГМС, извлеченные на стадии гидрохлорирования, уменьшаются по мере роста начальной плотности суспензии, см. Рисунок 5. Максимальное падение извлечения наблюдается при изменении соотношения L: S (жидкость: твердое вещество) от 3 до 2. Вариации плотности суспензии в диапазон L: S = 3–5 практически не влияет на извлечение платиновых металлов. Когда время хлорирования было увеличено с 2 до 4 часов, происходило увеличение извлечения pgms в раствор. Как правило, извлечение платиновых металлов увеличивается, когда двухступенчатый процесс выщелачивания используется в противоточном режиме.При двухстадийном выщелачивании в растворах, содержащих 170 г / л ^-1 HCl, извлечение платины превышало 99%, а извлечение ассоциатов палладия и платиновых металлов превышало 90%.

Рис. 4

Извлечение платиновых металлов в хлорирующий раствор в зависимости от концентрации HCl (соотношение L: S = 10, время хлорирования = 2 часа)

Рис. 5

Платиновые металлы извлекаются в раствор хлорирования
как функция начальной плотности суспензии (170 гл ^-1 HCl, время хлорирования = 2 часа)

Извлечение платиновых металлов в зависимости от времени и последовательности процесса хлорирования показано на рисунке 6.Спекание и предварительное восстановление гидразином позволяют увеличить количество платиновых металлов, извлеченных в раствор, в среднем на 5–10%, см. Рисунок 7.

Рисунок 6

Влияние времени хлорирования на извлечение металлов платиновой группы в раствор (120 gl ⁻¹ HCl, соотношение L: S = 2)

Рис.7

Влияние агломерации на извлечение металлов платиновой группы в раствор (220 gl ⁻¹ HCl, соотношение L: S = 2, время хлорирования = 2 часа)

Анализ размера частиц кеков после хлорирования показал, что гранулометрический состав платиновых металлов пропорционален выходу по размеру.Максимальное содержание МПГ наблюдается при размере ~ 10 мкм, в то время как минимальное содержание находится в диапазоне> 44 мкм, но рисунок 8 показал, что все платиновые металлы присутствуют в растворимых в кислоте формах (интерметаллические соединения, диоксиды). Неполное извлечение платиновых металлов в хлорирующий раствор можно объяснить их изоляцией минералами горных пород. Дополнительное флотационное извлечение платиновых металлов из кеков конечного гидрохлорирования позволяет получать достаточно богатые концентраты (∼ 500 г т ^-1 ) с уменьшением массы исходного материала до трех раз.Затем концентраты могут быть возвращены на стадию обжарки технологической схемы.

Рис. 8

Металлы платиновой группы и их соединения в кеках конечного гидрохлорирования

Извлечение платиновых металлов из растворов гидрохлорирования проводили ионным обменом (сорбцией). В качестве анионита Россион-11 — пористый сорбент на основе стирола и дивинилбензола с функциональными группами первичных, вторичных и третичных аминов (−NH ₂ , = NH, ≡N), характеризующийся высокой селективностью по отношению к ПГМС. сорбент.Было обнаружено, что для прохождения максимального количества пГМС на сорбент концентрация HCl в растворе не должна быть выше 125 г л ^-1 , а концентрация трехвалентного железа не должна быть больше 15 г л ^-1 . Потенциал окисления-восстановления раствора должен составлять

. В процессе ионного обмена при скорости прохождения раствора: 2 объема раствора на 1 объем смолы в час, следующее остаточное содержание МПГ в сорбате составляло (в мг / л ⁻¹ ): платина

В ходе исследований было обнаружено, что оптимальные режимы ионного обмена, разработанные с использованием смоделированных растворов, воспроизводятся в существующих технологических решениях для всех МПГ, кроме родия.Установлены причины неполного извлечения родия в сорбент при ионном обмене. Извлечение родия в раствор уменьшается по мере уменьшения времени гидрохлорирования агломерата из-за образования плохо сорбированных форм родия, таких как [RhCl ₆ ] ^2- , [RhCl _6-x (H ₂ O) _x ] ^{x − 3} , [RhCl _{6 − x} (H ₂ O) _x ] ^{x − 2} и т. д. При продолжительности процесса хлорирования в 2 часа показатель извлечения сорбции составляет 70 .3%. Дополнительная двухчасовая обработка раствора хлором при 90 ° C помогает увеличить извлечение родия до 76%, а шестичасовая обработка увеличивает его до 93,8%. Также следует отметить, что если шестичасовой раствор выдерживается при 90 ° C (при перемешивании), то свободный хлор в растворе способствует превращению родия в наиболее сорбируемую форму ([RhCl ₆ ] ^3- ), и увеличивает извлечение родия в сорбент до 97%, см. Рисунок 9.

Рисунок 9

Степень извлечения родия из растворов (ERh) как функция общего времени хлорирования (гидрохлорирование агломерата и дополнительная обработка раствор)

Смола, полученная в результате сорбции, содержит ПГМС и золото в количестве 90 кг драгоценного металла на тонну воздушно-сухой смолы.Эти исследования показали, что существует возможность извлечения МПГ из смолы как комбинированной, так и селективной десорбцией МПГ и сжиганием сорбента.

Обжиг предварительно высушенной смолы в течение 4 часов при 1000 ° C приводит к получению концентратов с высоким содержанием МПГ. Содержание МПГ и золота в концентратах составляет 80–85%. Выход золы (ПГМ концентрата) составляет 3–6% от массы подаваемого на сжигание сорбента. Газы, такие как CO, CO ₂ , CH ₄ , образуются из горящей смолы, в то время как оксиды азота образуются при сжигании смолы в окислительной атмосфере.Эти газы требуют внимания, прежде чем они будут выброшены в атмосферу.

Ранее было установлено, что аниониты на основе винилпиридина хорошо сорбируют платину и палладий из нитратных и хлоридных растворов. Палладий легко десорбируется из анионита разбавленным раствором аммиака (5% по NH ₃ ). Основанная на этом технология используется для отделения платины и палладия от электролита из нитрата серебра на аффинажных заводах с 1994 года. Электролиты, содержащие до 600 г на ^–1 серебра и 80 г на ^–1 меди, прошли очистку.Содержание платины в электролитах находится в пределах 30–500 мг / л ^–1 , а содержание палладия — в пределах 200–2500 мг / л ^–1 . Емкость обменной смолы по платине и палладию вместе составляет до 45 г / л ^-1 . Палладий десорбируется из смолы раствором аммиака, осаждая соль дихлордиамина палладия чистотой более 99% (~ 99,9%) из десорбирующего агента палладия. Смола возвращается на сорбцию. Платина, накопленная в смоле после промывки аммиаком, должна быть десорбирована тиомочевиной для осаждения растворимого в кислоте платино-палладиевого концентрата из десорбционной жидкости (5).

Аналогичная технология используется с 2000 года для обработки растворов из выщелоченных материалов МПГ. Разработана двухступенчатая сорбционная регенерация МПГ из растворов гидрохлорирования (рис. 10).

Рис. 10

Двухстадийное сорбционное извлечение МПГ из растворов гидрохлорирования

На первом этапе извлекаются Pt и Pd. Для этого синтезирован анионит, содержащий пиридиновые группы. Отличительной особенностью анионита является то, что аммиак может десорбировать из него платину и палладий.Четырехвалентная платина восстанавливается на анионите до двухвалентной платины и в результате может быть переведена в раствор аммиака путем десорбции. Определен оптимальный состав функциональных групп смолы и ее структура. После окисления хлороплатинат аммиака и дихлородиамин палладия осаждаются из отгонки аммиака. Емкость анионита составляет ∼ 35 г / л ⁻¹ по платине и палладию вместе.

На втором этапе Rh, Ru и Ir извлекаются анионитом Россион-11.Металлы платиновой группы десорбируются из анионита горячим (60–80 ° C) раствором тиомочевины. Из раствора тиомочевины осаждают смесь гидратов Rh, Ru и Ir. Содержание железа и цветных металлов в полученном концентрате не превышает 4% от общего количества (Rh, Ru и Ir).

На стадии окислительного обжига при автоклавном выщелачивании нерастворимого остатка и во время сжигания насыщенной смолы происходит сублимация летучих осмия и частично оксидов рутения в газовую фазу.Поэтому необходимо собирать, восстанавливать и затем разделять продукты. Методы улавливания тетраоксида осмия из обжиговых газов используются на действующих заводах в России (4).

Выводы

Разработана технологическая схема переработки флотационных концентратов, полученных из малосульфидных платиносодержащих руд. Он обеспечивает низкий расход дешевых реагентов, полную циркуляцию воды и дает высокую степень извлечения металлов платиновой группы и цветных металлов в богатые концентраты.Затем они подходят для очистки.

Авторы

Татарников А.В. — старший научный сотрудник Всероссийского научно-исследовательского химико-технологического института, Москва, Россия. Он занимается извлечением благородных и редких металлов из руд и побочных продуктов. Его специальность — сорбционное концентрирование металлов платиновой группы из растворов и шламов.

И. Сокольская — научный сотрудник Всероссийского научно-исследовательского химико-технологического института, Москва, Россия.