Исследование и разработка эффективной технологии, обеспечивающей повышение извлечения молибдена при обогащении медно-молибденовых руд месторождения "Эрдэнэтийн-Овоо" (Монголия), в условиях изменения минерального состава тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 25.00.13, кандидат технических наук Рэнцэн Дэлгэр

• Рэнцэн Дэлгэр
• кандидат технических наук
• 2012

Оглавление диссертации кандидат технических наук Рэнцэн Дэлгэр

СОДЕРЖАНИЕ

Стр.

ВВЕДЕНИЕ

1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

1 Л. Схемы и реагентные режимы коллективной флотации

1.2. Способы разделения коллективных концентратов

1.3. Реагентные режимы разделения медно-молибденовых

концентратов

Выводы

2. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД НА ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКЕ КОО «ПРЕДПРИЯТИЕ ЭРДЭНЭТ» И ПОСТАНОВКА ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ

2.1. Рудная база КОО " Предприятие Эрдэнэт"

2.2. Совершенствование схемы и реагентного режима флотации

2.2.2. Внедрение технологии полусамоизмельчения

2.2.3. Внедрение схемы стадиальной флотации при

разделении "чернового" концентрата методом

окислительной пропарки с известью

2.2.4 . Внедрение "беспропарочной " технологии разделения

«чернового» концентрата

2.2.5. Внедрение схемы коллективной флотации с отдельным промпродуктовым циклом

2.2.6. Внедрение технологии селекции медно-молибденового концентрата в среде азота

Выводы

3. ПОИСК ЭФФЕКТИВНЫХ РЕАГЕНТОВ И РАЗРАБОТКА НА ИХ ОСНОВЕ РЕАГЕНТНЫХ РЕЖИМОВ КОЛЛЕКТИВНОЙ ФЛОТАЦИИ

3.1. Изыскание и испытание селективных собирателей на основе различных композиций

3.2. Промышленные испытания и внедрение собирателей

AERO МХ-3601 и AERO МХ-5140

Выводы

4. РАЗРАБОТКА И ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ СХЕМЫ ДОВОДКИ «ЧЕРНОВОГО" КОНЦЕНТРАТА С ВВЕДЕНИЕМ ПРОМПРОДУК-ТОВОГО ЦИКЛА

4.1. Анализ работы фабричной схемы доводки "чернового" концентрата

4.2. Лабораторные испытания различных схем доводки "чернового" концентрата

4.3. Промышленные испытания схемы доводки "чернового" с открытым промпродуктовым циклом

4.4. Лабораторные испытания реагентных режимов на продуктах фабрики

Выводы

5. ОПТИМИЗАЦИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО РЕЖИМА РАЗДЕЛЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

5.1. Влияние температуры пульпы на скорость окисления сернистого натрия и технологические показатели селекции

5.2. Лабораторные и промышленные испытания силиката натрия

Выводы

Общие выводы

Список использованных источников

Приложения № 1-3

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Исследование и разработка эффективной технологии, обеспечивающей повышение извлечения молибдена при обогащении медно-молибденовых руд месторождения "Эрдэнэтийн-Овоо" (Монголия), в условиях изменения минерального состава»

ВВЕДЕНИЕ

Эрдэнэтская обогатительная фабрика КОО " Предприятие Эрдэнэт" введена в эксплуатацию в 1978 г. За более чем 30-летний период переработано свыше 650 млн.тонн медно-молибденовой руды с содержанием меди около 0,6% и молибдена 0,018-0,019%. В настоящее время фабрика ежегодно перерабатывает более 25 млн. тонн руды.

Изменение качества руды, по мере эксплуатации месторождения, порождает основные проблемы, решение которых призвано обеспечить эффективность работы комбината. До 2000 года обогащение руд на фабрике проводилось по проекту института "Механобр" с применением в качестве собирателя бутилового ксантогената и разделением "чернового" коллективного концентрата методом окислительной пропарки в известковой среде. Разработка такой энергоемкой технологии была обусловлена особенностями вещественного состава руды: преимущественным содержанием вторичных сульфидов меди. Однако, по мере отработки месторождения, произошло увеличение относительной доли первичных сульфидов. Практика работы обогатительной фабрики и результаты исследований на пробах руды различного минерального состава свидетельствуют о резком снижении эффективности "паровой" технологии при поступлении на фабрику руд с высоким содержанием первичных сульфидов меди. В связи с этим, и учитывая перспективу развития рудный базы: увеличение доли первичных сульфидов меди и снижение общего ее содержания, в 2000 году была разработана и внедрена «беспропарочная» технология с применением селективных по отношению к пириту собирателей. Перевод фабрики на новую технологию с применением собирателей 8-7031, ВК-901, Бе-рафлот-3026 позволил перерабатывать руды с относительным содержанием первичной меди свыше 35% и получать кондиционные медный и молибденовый концентраты. Несмотря на очевидную экономическую и технологическую эффективность «беспропарочной» технологии, переход фабрики на

нее привел к существенному, на 5-10%, увеличению потерь молибдена и необходимости подогрева пульпы перед селекцией медно-молибденового концентрата.

В связи с этим, предметом исследований в данной работе является анализ причин снижения эффективности флотации молибдена и разработка технологических решений для их устранения. Значительной рост цены на молибденовый концентрат повышает актуальность поставленной задачи.

Исследования в этом направлении включали: поиск более эффективных по отношению к молибдениту собирателей, разработка реагентного режима коллективной флотации и селекции медно-молибденового концентрата, совершенствование технологической схемы разделения "чернового" концентрата.

В результате проведенных исследований :

- внедрен новый собиратель AERO МХ-5140 и предложен способ оптимизации реагентного режима коллективной флотации, в зависимости от относительного содержания первичных и вторичных сульфидов меди в руде, путем изменения соотношения расходов собирателей AERO МХ-5140 и ВК-901;

- разработана и принята к внедрению схема доводки "чернового" концентрата с отдельным промпродуктовым циклом;

- разработан и внедрен реагентный режим молибденовой флотации без подогрева пульпы с применением гидратированного силиката натрия.

Эффективность разработанных решений подтверждена длительной работой фабрики с их использованием и экономическим эффектом, который за 3 года (2008 - 2010 гг.) составил 4276,9 тыс. долл. США.

1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

В мировой добыче меди и молибдена месторождения порфирового типа занимают ведущее положение. В общих запасах меди промышленно-развитых стран на долю этих объектов приходится 65% . Около 95% добычи молибдена также связано с разработкой этих месторождений III.

Основным медьсодержащим минералом первичных руд является халькопирит, а зоны вторичного сульфидного обогащения - халькозин. Молибден представлен практически во всех месторождениях молибденитом. Среди рудных минералов количественно преобладает пирит, флотационные свойства которого зависят от генезиса месторождения и степени его активации ионами меди /2-4/. Молибденит обладает высокой природной флотоактивностью по срвнению с сульфидами меди и пиритом, но в связи с низким его содержанием в руде наблюдается его замедленная флотация /8/. Общее количество сульфидов не превышает 5 - 6 %, в связи с этим физико-механические свойства руды зависят от состава и строения рудовмещающих пород. Для большинства месторождений медно-порфировых руд мира характерно снижение содержания металлов в руде по мере отработки месторождения и углубления горных работ 151.

1.1. Схемы и реагентные режимы коллективной флотации

Технологические схемы флотации медно-молибденовых руд зависят в основном от характера вкрапленности сульфидных минералов, их количества, фазового состава и склонности к шламообразованию. В таблице 1.1 приведены особенности технологии обогащения, реагентные режимы флотации и показатели работы фабрик, перерабатывающих медно-молибденовые руды /6-19/.

Таблица 1.1

Сведения о зарубежных обогатительных фабриках, перерабатывающих порфировые руды .

5?

№ Фабрика Переработка, тыс.т/сут Содержание, % Основ.минер. меди Колич.стадий Круп.изм, % Кл,-0,074мм Реагенты в колл.фл-ции Депрессоры при селекции Cu к-т, % Мо к-т, % Особенности технологии переработки

Си Мо Дроб. Измел. Сод. Изв. Сод. Изв.

1 Хайленд Велли Канада 133 0,41 0,007 Халькопирит Борнит 1 2 50 Амиловый ксантогенат, В¥-250, Сосновое масло, Нефтяное масло ШНБ, Азот 40,6 86,85 54,9 51,5 Колонные флотомашины, возврат хвостов перечисток в голову основной фл-ции, контрольн.фл-ция хвостов колонн.ф'м-ы, выщелачивание Си из Мо к-та хлоридом железа

2 Сиеррита США 110-150 0,3 0,03 Халькопирит 3 1 47 СаО, Амиловый ксантогенат, МИБК, Сосновое масло КаШ, Азот 27-29 85 54 73 Одностад. измельч-е, флотоколонны, подача угля в сгущ -е коллекивного к-та, выщелачивание Си из Мо к-та горячим раствором хлорного железа, получение перрената аммония из обжиговых газов Мо концентрата

3 Коппертон США 120 0,75 0,05 Халькопирит Борнит Халькозин 1 2 60 Дикрезиловый дитиофосфат, Диз.топливо, МИБК Азот 27-29 90-91 52-54 64-68 Флотоколонны, открытый цикл рудной флотации, отдельный пром.продуктов.цикл, вывод щламов из пенного продукта Мо флотации в Си к-т, флотация минералов пустой породы изМо к-та, выщелачивание Си из Мо к-та цианидом башенная мельница для Мо к-та

№ Фабрика Переработка, Содержание, % Основ.минер. Колич.стадий Круп.изм, Реагенты в Депрессоры Си к-т, % Мо к-т, % Особенности

тыс.т/сут Си Мо меди Дроб. Измел. % Кл.-0,074мм колл.фл-ции при селекции Сод. Изв. Сод. Изв. технологии переработки

4 Да шань Китай 60 0,4-0,5 0,008 Халькопирит 3 1 Этиловый и бутиловый ксантогенаты, Ыа28, Эфироспирт, Бутиламин N32$, 24-50 80 48-50 До 50 Флотокамеры КУР-38 / 60 камер /, раздельные циклы основной и промпродуктовой фл-ции с доизмельчением черного концентрата и промпродуктов.

5 Ла Каридад Мексика 90 0,6-0,8 0,02-0,04 Халькозин Халькопирит 3 1 60 Аэрофлот 238, Амил.ксант-т МИБК, СС-1065, Флокулянт Na4Fe(CN)6 КаСТЧ, 33 84,1 58,4 57,8 Флотокамеры ОК-38, открытый цикл рудной флотаций, кондиционирование Си-Мо концентрата не менее 8 час, одностадиальное измельчение

6 Эль Тениенте (Колон + Севилл) Чили 90 1,07 0,027 Халькопирит, Халькозин 1 2 60 Мииерек А, ОР-Ю12, МИБК, Диизопропил-дитиофосфат натрия №С1\Г, Азот 42 83 55 42 Флотация проводится при рН = 4,2-4,5, Си-Мо концентрат фаб-ки Севилл перекачивают на ф-ку Колон, где проводится совместная перечистка. В рудной флот, применяют новый рашент -смесь Минерек А (60 %) МИБК (10 %) и бензина (30%)

№ Фабрика Переработка, Содержание, % Основ, минер. Колич.стадий Круп.изм, Реагенты в Депрессоры Си к-т, % Мо к-т, % Особенности

тыс.т/сут Си Мо меди Дроб. Измел. % Кл,-0,074мм колл.фл-ции при селекции Сод. Изв. Сод. Изв. технологии переработки

7 Багдад 85 0,5-0,7 0,02-0,03 Халькозин 1 2 40 Этиловый ксантогенат, Аэро-404, Сосновое масло, МИБК Ноукс 32 88 54 64 Колонн.ф/м-ы, кондищионированние с НгБО Кондиционированние в трех чанах, додрабливание фракций критической крупности разгрузки мельниц самоизмельчения

8 Сан Мануэль США 66 0,68 0,03 Халькопирит, Халькозин 3 2 55 Минерак А, Нефтяное масло, МИБК Ыа4ре(СМ)6 Н2г02ЫаОМ, №22П(С1Ч!)4 30 90,3 56 55 Колонные ф/м-ы, стержневые мельницы в первой стадии измельчения, открытый цикл рудной флотации, подача флокулянта перед фильтрац. Замена 780 камер объемом 1,1мЗ на 10 камер по 57 мЗ и 100 камер по 8,5мЗ

9 Пинто Вэлли США 63 0,44 0,013 Халькопирит 3 1 49 Аэрофлот 238, г-14, ББ - 250 (Ш4)28 шсч Азот, ИаНБ 27-28 85-87 48-50 35-38 Колонн.ф/м-ы подача ЫаШ и (НН4)23 а сгуститель Си - Мо концентрата одностадиальное измельчение

10 Алмалыкская Узбекстан 60 0,46 0,006 Халькопирит, Халькозин 3 2 60 Бутиловый ксантогенат, Изопропил. ксантогенат, Т-80 (Оксаль), Керосин, Карбамид №28 18-20 80-82 25-35 56 Ранее проводилась дофлотация песковой фракции хвостов, установлены гравитационные аппараты для извлечения золота. Производится подача карбамида для повышения извлечения серебра и золота

ш

№ Фабрика Переработка, тыс.т/сут Содержание, % Основ.минер. меди Колич.стадий Круп.изм, % Кл.-0,074мм Реагенты в колл.фл-ции Депрессоры при селекции Си к-т, % Мо к-т, % Особенности технологии переработки

Си Мо Дроб. Измел. Сод. Изв. Сод. Изв.

11 Пима США 55 0,47 0,015 Халькозин 3 2 55 Амиловый ксантогенат, МИБК Ноукс, Азот 28 85 43 45 Подача собирателя в 1-ю стадию измельчения, депрессия талька сульфатом алюминия и силикатом натрия,

12 Чино США 54 0,6-0,65 0,02 Халькозин 1/3 Халькопирит 2/3 1 3 55 Сайтек, Смесь гликолей и спиртов ЫаШ, Азот 28 83 50-52 35 Фолотоколонны, применение башенных мельниц в третьей стадии измельчения, при наличии талька проводят его флотацию после сушки Мо концентрата.

13 Твин Бьютте США 43 0,6 0,03 Халькопирит 53 Этиловый ксантогенат, МИБК ЫаНБ 29 76 44 35 Доводка Мо к-та с применением флотации талька и глин ( депрессор -лигносульфонат). В рудном цикле раздельная флотация песков и шламов.

Медно-порфировые руды характеризуются относительно крупной вкрапленностью сульфидов с породой при взаимном тесном прорастании сульфидов. Молибденит обладает высокой флотационной активностью и может флотироваться селективно одним вспенивателем, но при низком его содержании селективная флотация экономически нецелесообразна. Поэтому на всех обогатительных фабриках, перерабатывающих медно-молибденовые руды, применяют схему коллективной флотации. В зависимости от соотношения медных минералов и пирита получают медно-молибденовый или медно-молибденово-пиритный концентраты, которые подвергаются последующему разделению с получением медного, молибденового и, в случае необходимости, пиритного концентратов.

Коллективные концентраты получают по сравнительно простым технологическим схемам, которые включают основную, контрольную флотацию и в большинстве случаев доизмельчение «чернового» концентрата с последующими его перечистками. На некоторых фабриках проводят промпродуктовую флотацию. Набольшее распространение получили технологические схемы с открытым циклом основной флотации и самостоятельным циклом флотации промпродуктов (схема "cleaner -scavenger"), которая внедрена более чем на 20 обогатительных фабриках /20,21/. Возврат пенных продуктов контрольной, промпродуктовой флотации и хвостов перечистки в голову флотации затрудняет ведение процесса из-за повышенной циркуляции пирита и шламов пустой породы .

При переработке шламистых руд применяют раздельную флотацию шламов и доизмельченных песков, что позволяет не только повысить технологические показатели, но и снизить расход реагентов. На Балхашской обогатительной фабрике (Казахстан) проводят раздельную перечистку шламовой и доизмельченной песковой фракции пенного продукта основной медно-молибденовой флотации /22,23/. Ранее на этой фабрике проводили

также, как на Алмалыкской (Узбекистан), дофлотацию доизмельченной песковой фракции отвальных хвостов /24/.

В коллективной флотации около 60% зарубежных фабрик в качестве собирателя применяют ксантогенаты или их смеси с различной длиной углеводородного радикала. Также нашли применение более селективные по отношению к пириту собиратели: дитиофосфаты, алкилтионокарбаматы, эфиры ксантогеновых кислот /25-32/. Для зарубежных фабрик характерно применение в разных циклах флотации нескольких собирателей или композиций отдельных собирателей /33-39/. Сочетание сильных и слабых собирателей применняется в основном для флотации халькопиритовых руд, редко для халькозиновых при грубом помоле. Подача нерастворимых в воде собирателей, как правило, осуществляется в измельчение и насосы. В последнее время для лучшего распределения в пульпе и диспергирования применяют их в смеси с пенообразователями или в виде растворов в органических жидкостях /40-42/. Средний удельный расход собирателей составляет 10-20 г/т руды /43/.

В качестве дополнительного собирателя для молибденита на большинстве фабрик применяют аполярные масла (дизельное топливо, керосин, индустриальное масло и др.) /44-45/. В Чили синтезирорван новый реагент-собиратель Т-30-10. Его применение на фабрике 'Эль -Тенненте" позволило повысить извлечение меди /46-47/.

Среди вспенивателей ведущее положение при флотации медно-молибденовых руд сохраняют метилизобутилкарбинол и алкиловые эфиры полиалкиленгликолей. Первый имеет сравнительно низкую растворимость в воде, создает хрупкую пену и обладает высокой селективностью. Эфиры полиалкиленгликолей - более сильные вспениватели. Они создают относительно прочную и устойчивую пену, способную удерживать грубые частицы даже при высоком значении рН. Это в некоторой степени снижает их селективность.

В России в качестве вспенивателей на большинстве фабрик применяют побочный продукт производства изопрена - реагент «оксаль», бутиловый эфир полипропиленгликоля (ОПСБ) и сосновое масло /31/. В США, Чили, Канаде наиболее распространены метилизобутилкарбинол ( МИБК) и алкиловые эфиры полиалкиленгликолей (Дауфросы). Удельный расход вспенивателей на крупных фабриках США и Канады в среднем составляет соответственно 30 и 20 г/т. Повышенный расход вспенивателей на обогатительных фабриках США может быть связан с применением флотомашин механического типа.

На большинстве фабрик коллективная флотация проводится в щелочной среде при рН = 9,5 - 10,5, создаваемой известью и только на фабрике «Эль-Тенненти» флотация проводится при рН = 4,2-4,5. Практически на всех фабриках используется оборотная вода.

Расход реагентов на крупных медно-молибденовых фабриках довольно низкий. Средний удельный расход собирателей составляет 10-15 г/т.

Коллективный медно-молибденовый концентрат содержит около 10-30 % меди и 0,1-0,9% молибдена

1.2. Способы разделения коллективных концентратов

Технико-экономические показатели обогащения медных порфировых руд в значительной степени зависят от эффективности разделения коллективных концентратов.

Селекция коллективных концентратов является сложным флотационным процессом из-за существенного различия в содержании минералов меди и молибдена. Нередко возникают технологические проблемы в связи со свойствами минералов пустой породы.

Выбор способа разделения зависит от многих факторов, основными из которых являются: вещественный и минеральный состав коллективного концентрата, реагентный режим рудной флотации, флотоактивность минералов, энергетические затраты, экологические требования /48-50/.

Методы разделения коллективных концентратов основаны, как правило, на депрессии сульфидов меди и пирита и флотации молибденита /51-60/. Лишь в отдельных случаях, при наличии флотоактивной породы, депрессируют молибденит /61 -64/.

Перед разразделением концентраты сгущают до 40-60% твердого /59/. Сгущенный продукт в некоторых случаях подвергают кондиционированию, которое позволяет получить определенные технологические преимущества: старение сульфидов меди и пирита, постоянство питания, усреднение материала /65/.

Наиболее широко применяемый способ разделения "чернового" концентрата - флотация сульфидов меди и молибдена при депрессии пирита известью с получением кондиционного по меди для данного предприятия медно-молибденового концентрата с последующей селекцией этого продукта.

Схема разделения медно-молибденовых концентратов включает основную, контрольную медно-молибденовую флотацию и доводку пенного продукта. Концентрат контрольной флотации возвращается в голову основной флотации /66-69/ или объединяется с концентратом основной флотации /70/, а также может поступать в промпродуктовую флотацию /66/. Хвосты основной или контрольной молибденовой флотации является готовым медным концентратом. Получаемый в основной флотации молибденовый концентрат с одержанием от 2 до 30% молибдена подвергается доводке. Доводка осуществляется, как правило, в замкнутом цикле с возвратом хвостов в голову предыдущей операции. Основная и контрольная флотация проводятся в плотных пульпах, иногда до 60% твердого, а перечистка - в разбавленных.

При высоком содержании в "черновом" концентрате вторичных сульфидов меди проводят окислительную пропарку в известковой среде для депрессии сульфидов меди и пирита. После сгущения и отмывки от реагентов флотируют

молибденит с последующей его доводкой с сернистым натрием. Из камерного продукта молибденовой флотации с применением сульфгидрильных собирателей флотируют минералы меди при депрессии пирита известью /71-77/.

Способ разделения "чернового" концентрата с депрессией молибденита декстрином или крахмалом и флотацией минералов меди, при депрессии пирита известью, применяется крайне редко.

На Жирекенской обогатительной фабрике для депрессии сульфидов меди и пирита применяют сернистый натрий при подогреве пульпы, пенный продукт молибденовой флотации подвергается перечисткам, а из камерного продукта после аэрации флотируют в известковой среде минералы меди. Из пенного продукта медной флотации дополнительно, в среде сернистого натрия, извлекают молибденит /78/.

Одним из перспективных направлений , которое активно развивается в последние годы, является применение низкомолекулярных органических депрессоров. В России разработан способ разделения "чернового" концентрата с применением органического депрессора МФТК (О-этил-N-fn-сульфофенил]тиокарбамат) /76-91/.

Способ включает следующие операции:

- агитацию пульпы с МФТК ( 100 - 150 г /т питания ) -10 - 15 мин;

- флотацию молибденита аполярным собирателем (керосин, дизельное топливо или др.) при расходе 300-500 г/т питания;

- доводку пенного продукта молибденовой флотации с применением сернистого натрия;

- флотацию минералов меди в известковой среде с подачей собирателей .

Опыт промышленного освоения этого способа на Балхашской

обогатительной фабрике показал его перспективность: извлечение меди повышено на 2,4 %, молибдена - на 7,2 % от "чернового" концентрата.

1.3. Реагентные режимы разделения медно - молибденовых

концентратов

Наиболее широкое применение при селекции медно - молибденовых концентратов получили реагенты сульфидной группы: сульфид натрия - Ыа28, гидросульфид натрия - сульфид аммония - (МН4)28 /87-89/, а также

реагенты Ноукс: Р285 + №ОН и Ноукс-арсеник: А8203 + Ыа28 /31,92-94/. Эффективность этой группы реагентов проявляется в большей степени при селекции концентратов с высоким содержанием вторичных сульфидов меди и определяется дополнительным гидрофилизирующим действием фосфатных и арсенатных ионов.

В странах СНГ применяется только сернистый натрий, в США, Канаде, Чили используют в основном гидросульфид натрия (табл. 1.1).

Большинство исследователей считает, что депрессия сульфидов меди и пирита обусловлена десорбцией собирателя с поверхности минералов с заменой на сульфид или гидросульфид - ион / 95-99/.

Применение депрессоров сульфидной группы более эффективно при селекции медно - молибденовых концентратов в которых медь представлена халькопиритом. Расход сернистого натрия, в зависимости от вещественного и минерального состава концентрата и реагентного режима коллективной флотации, составляет 8-20 кг/т питания. Для сокращения его расхода проводят сгущение концентрата, отстаивание пульпы с последующим удалением жидкой фазы, в некоторых случаях применяют нагрев или пропарку, подачу цианида в перечистные операции. На Балхашской обогатительной фабрике (Казахстан) применяют "паровую" технологию, при которой подогрев пульпы паром до 70°-90°С проводится непосредственно во флотокамерах /100-101/.

Весьма эффективным способом снижения расхода депрессоров сульфидной группы при селекции является применение азота /102-107/. Промышленное применение этого способа впервые осуществлено на фабрике

Куажоне (Перу), расход реагента из группы Ноукс (Анамол Д) был снижен на 50 %.

"Азотная" технология более эффективна при селекции концентратов с высоким содержанием вторичных сульфидов меди, в этом случае расход депрессора может быть снижен на 75 - 80 % /99-107/.

Ферроцианидный способ селекции впервые был применен на фабрике Моренси. Этот способ эффективен при селекции концентратов, содержащих вторичные сульфиды меди /108/. Если в концентрате имеется значительное количество халькопирита, то применяют сочетание окислителя и ферроцианида /109/. Депрессирующие действие ферроцианидов обусловлено налипанием на поверхность депрессируемых минералов коллоидных частиц феррицианидов тяжелых металлов.

Способ селекции с применением органического депрессора МФТК впервые был использован в промышленных условиях на Балхашской обогатительной фабрике при разделении медно-молибденового концентрата, полученного при обогащении руд Коунрадского месторождения. Молибденовая флотация проводилась после агитации коллективного концентрата с МФТК (100 - 150 г/т на питания) с применением керосина ( 300 - 500 г/т). Медный концентрат получали камерным продуктом, а пенный продукт молибденовой флотации перечищали с применением сернистого натрия.

Выводы

1. При переработке медно-молибденовых порфировых руд наибольшее распространение получила схема коллективной флотации сульфидов с открытым циклом основной флотации и самостоятельным промпродуктовым циклом ("cleaner - scavenger").

2. В последние годы наблюдается тенденция применения селективных по отношению к пириту собирателей, позволяющих обеспечить высокое извлечение меди и молибдена, создать благоприятные условия для разделения

коллективного концентрата.

3. Наиболее широкое применение при селекции коллективного концентрата получили депрессоры сульфидной группы.

4. Одним из перспективных способов селекции является применение органических депрессоров сульфидов меди и пирита .

2. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД НА ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКЕ КОО «ПРЕДПРИЯТИЕ ЭРДЭНЭТ» И ПОСТАНОВКА ЗАДАЧИ

Заключение диссертации по теме «Обогащение полезных ископаемых», Рэнцэн Дэлгэр

ОБЩИЕ ВЫВОДЫ

1. Проведен анализ и определены причины снижения извлечения молибдена в условиях увеличения в руде доли первичных сульфидов меди. Показано, что основные потери молибдена связаны с необходимостью более "глубокой" депрессии пирита известью.

2. Научно обоснованы и предложены собиратели на основе аллилового эфира амилксантогеновой кислоты - AERO МХ-3601 и AERO МХ-5140 (композиция AERO МХ-3601 и тионокарбамата). Изучены флотационные свойства собирателя AERO МХ-3601 на мономинеральных фракциях сульфидов меди и пирита. Показана его высокая селективность к пириту в сравнении с собирателем ВК-901 (фабричный режим) при обеспечении равного извлечения халькопирита. Установлено флокулирующее действие реагента AERO МХ-3601 на шламы молибденита.

3. Разработан и внедрен способ оптимизации реагентного режима коллективной флотации, основанный на регулировании соотношения реагентов AERO МХ-5140 и ВК-901 в зависимости от минерального состава руды. Показано, что снижение потерь меди при увеличении доли вторичных сульфидов обеспечивается дополнительной подачей собирателя ВК-901. Внедрение собирателя AERO МХ-5140 в сочетании с ВК-901 позволило повысить извлечение меди и молибдена в одноименные концентраты соответственно на 1,04 и 20,7%. Экономический эффект за три года работы (2008 - 2010 г.) составил 4276,9 тыс. долл. США.

4. Проведен анализ результатов опробований и сменных показателей цикла доводки "чернового" концентрата по фабричной схеме. Установлено, что низкая эффективность существующей схемы обусловлена высокой циркуляционной нагрузкой промпродуктов в "голову" этой операции. Разработана и принята к внедрению схема доводки с отдельным промпродуктовым циклом. Показано, что исключение циркуляции промпродукта в новой схеме обеспечивает существенное повышение эффективности флотации молибдена.

5. Разработан и внедрен реагентный режим селекции медно-молибденовых концентратов с применением гидратированного силиката натрия, исключающий подогрев пульпы и улучшающий экологию процесса. Годовой экономический эффект за счет снижения энергозатрат составляет 673,55 тыс. долл. США.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Рэнцэн Дэлгэр, 2012 год

Список использованных источников

1. Кривцов А.И и др. Медно-порфировые месторождения мира // М., Недра.-1986. - С. 115-118.

2. Ж.Баатархуу. Научное обоснование и разработка эффективной технологии обогащения медно - порфировых руд на основе изучения их генетико -морфологических особенностей // Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук. - М. - 2002.

3. Елисеев Н.И., Яшина Г.М. и др. Особенности флотационного поведения пиритов р- и п- типа // В кн. Современное состояние и перспективы развития теории флотации. -М., Наука. - 1969. - С. 232 - 237.

4. Рыков К.Е. Влияние условий образования пирита на его флотационные свойства // Изв. Вузов. "Цветная металлургия". - 1962. - №1. -С. 24-27.

5. Sutulov A. International molibdenum enciclopidic // - Processing and metallurgy, Santiego de Chile. - 1979. - Vol. 2. - P. 25 - 30.

6. Давыдова JI.А., Козина M.C. Современное состояние технологии извлечения молибдена на обогатительных фабриках капиталистических стран // М., - 1969.

7. Томова И.С. Обогащение медно-молибденовых руд на новых и реконструированных зарубежных фабриках // М., Гинцветмет.- 1981.

8. Поспелов Н.Д. и др. Обогащение медно-молибденовых руд за рубежом с учетом формирования месторождения. - М., 1985. - Вып. 5.-С. 7-12.

9. Радайкина Т.А., Нечай Л.А., Максимов И.И. Технология обогащения медно - молибденовых руд на зарубежных обогатительных фабриках // Обогащение руд. - Л., - 1978. - №3. - С. 41 - 43.

10. Петров A.M. Технология обогащения медно-молибденовых руд за рубежом // Обогащение руд. - Л. - 1987. -№ 3. - С. 40-44.

11. Давыдова Л.А., Таужнянская З.А. и др. Основные тенденции в

технике и технологии обогащения руд цветных металлов за рубежом. Обогащение руд цветных металлов // М., - 1980.

12. Шифрина Э.Д. Анализ работы отечественных и зарубежных медных и медно-молибденовых карьеров и обогатительных фабрик // М., ЦНИИЦветмет экономики и информации. - 1994.

13. Mining Engineering. - 1988. - Vol. 40. - № 1. - P. 1017 - 1020.

14. World Mining Equipment. - 1989. - Vol.B. - №1 - P. 22 - 23.

15. Mining Engineering. - 1990. - Vol. 42. - № 2. - P. 156.

16. MBM.-1990.-October.-P. 15-21.

17. EMJ. - 1990. - Vol 191. - № 6. - P. 31 - 34.

18. Mining Magazine. - 1993. - Vol. 168. - № 4 - P. 194 - 195.

19. Mining Magazine.-1987.-May.-P. 370-381.

20. Неваева JIM. Технология извлечения молибдена из медно-молибденовых руд // Бюлл. Цветная металлургия. - 1982. - № 10. - С. 99 -102.

21. Захваткин В.К., Бранд М.С. и др. Обогатительная фабрика будущего (1990-1995 г.) для медно-молибденовых руд // Том 1. — Л. — 1975.

22. Митрофанов С.И., Десятов A.M., Майоров А.Д. и др. Совершенствование технологии обогащения на Балхашской обогатительной фабрике // Цветная металлургия. - 1993. -№ 11.- С. 13-14.

23. Десятов A.M., Городецкая Л.А. и др. Совершенствование схемы флотации на Балхашской обогатительной фабрике // Цветные металлы. -1978. -№8.-С. 95 -97.

24. Глазунов Л.А., Корешков Г.З. Пути освоения технологии на медной обогатительной фабрике Алмалыкского комбината // Цветные металлы, -1977.-№ 11.-С. 57- 58.

25. Шубов Л.Я., Кузькин A.C. Реагентные режимы флотации руд цветных металлов на зарубежных фабриках // М. ЦНИИцветмет. - 1966. -С. 96.

26. Дуденков C.B., Шубов JT.Я. и др. Основы теории и практика применения флотационных реагентов // М., Недра. - 1969. - 390 с.

27. Черных Н.В., Коробов Н.Г. и др. Промышленное использование сочетания собирателей при флотации медно-молибденовых руд // Цветная металлургия. - 1971. - № 24. - С. 10-12.

28. Тюрникова В.И. Повышение эффективности действия собирателей при флотации // М., Недра. - 1971. - 152 с.

29. Глембоцкий A.B., Десятов A.M. и др. Реагенты и их использование при обогащении руд // Цветная металлургия. - 1988. - № 4. - С. 17-20.

30. Игнаткина В.А., Бочаров В.А., Тубденова Б.Т. К поиску режимов селективной флотации сульфидных руд на основе сочетания собирателей различных классов соединений // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2010. - № 1. - С. 97 - 103.

31. Игнаткина В.А., Бочаров В.А. и др. Исследование селективности действия сочетания ксантогената и дитиофосфата с тионокарбаматом// Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2010. -№ 3. - С. 105-114.

32. Херсонский М.И., Десятов A.M., Дэлгэр Р. Разработка эффективных реагентных режимов флотации медно-молибденовых пиритсодержащих руд с применением композиций различных собирателей// Сб. научных трудов ФГУП «Институт «Гинцветмет». - 2008. - С. 83 -94.

33. Неваева Л.М. Реагентные режимы флотации медных, медно-молибденовых и медно-цинковых руд за рубежом // Цветные металлы. -1982.-№3.-С. 112-116.

34. Неваева Л.М. Анализ реагентных режимов флотации медно-молибденовых руд за рубежом // Бюлл. Цветная металлургия. - 1981. - № 2 -С. 18-21.

35. Минаева М.Г., Аккуратова Т.А., Неваева Л.М. Реагенты применяемые при флотации сульфидных руд за рубежом // Бюлл. Цветная

металлургия. - 1961. - № 2.- С. 18-21.

36. Патент 4601818 США

37. Патент 4040950 США.

38. Nagaraj D.R. New approach to reagent development and applications in processing of base and precious metals ores//Proceedings of 24 International Mineral Processing Congress (IMPC), Beijing: Sci. Press.- 2008.- P. 1503-1512.

39. Lotter N.O., Bradshaw D. J. The formulation and use of mixed collectors in sulphide flotation. // Mineral Engineering. - 2010. - Vol. 23. - № 11-13. - P. 945-951.

40. A. Marabim, M. Barbara. Interaction Mechanism of a New Chelating Collector and Copper Sulphide Mineral//XVIII International Mineral processing Congress Australia. - 1993. - Vol. 5 - P. 1375 - 1384.

41. Flotation advances //Mining Magazine. - Novmber, 1998. - P. 235 - 244.

42. Evolution to Evolution // Mining Magazine. - April, 1999. - P. 197 —

203.

43. Захваткин B.K. Рациональное направление в обогащении медно-порфировых руд//Цветные металлы. - 1981. - № 11, - С. 70-76.

44. Шубов Л.Я., Кузькин А.С., Лившиц А.К. Теоретические основы и практика применения аполярных масел при флотации. // М.:, Недра. - 1969. -С. 144.

45. Лившиц А.К, Кузькин А.С. О действии углеводородов при флотации // Цветные металлы,- 1963. - №5. - С. 17 -24.

46. Неваева Л.М. Анализ реагентных режимов флотации медно-молибденовых руд за рубежом // Бюлл. Цветная металлургия. - 1981. - № 2 -С. 7-9.

47. Минаева М.Г. Реагенты применяемые при флотации сульфидных руд за рубежом. -М., 1981. - С. 81-85.

48. Захваткин В.К., Литвинов М.Б. Зарубежная практика извлечения молибдена из медно-молибденовых руд // Цветные металлы. - 1978. - № 12. -

С.91.

49. Богданов О.С., Максимов И.И., Поднек А.К., Янис Н.А. Теория и технология флотации руд. // М., Недра - 1990. - С. 310-312.

50. Абрамов А.А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд // М. - Недра. - 1978. - 279 с.

51. Mining Magazine. - 1990. - Vol. 163. - №3. - P. 182 - 190.

52. Mining Engineering. - 1982. - Vol. 34. - №10. - P. 1473 - 1477.

53. Engineering and Mining Journal. - 1982. - № 183. - № 6. - P. 102 - 105.

54. Mining Magazine. - 1990. - Vol. 158. - № 3. - P. 132 - 139.

55. Engineering and Mining Journal. - 1980. - Vol. 181. - № 8. - P. 56 - 63.

56. Skilings Minig Review. 1976. February. - Vol. 21. - № 8. - P. 6 -11

57. Теория и технология флотации руд. // М., Недра. - 1980. - 431 с.

58. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов // М., Изд. МГГУ. -2005. т.2 - 470 с.

59. Митрофанов С.И. Селективная флотация// М. Недра/ - 1967, С. 411431.

60. Максимов И.И. Разработка экономичных способов разделения коллективного медно-молибденово-пиритного концентрата, получаемого на Монголо-Российском предприятии Эрдэнэт// Горный журнал. - 1997. - № 4. -С. 32-34.

61. Sutulov A., International molibdenum enciclopidic // Processing and metallurgy, Santiego de Chile. - 1979. - Vol. 2. - P. 21 - 23.

62. Mining Minerals Engineering. - 1968.- October. - P. 39.

63. Соболев Д.С., Фишман M.A. Практика обогащения руд цветных металлов// Госгортехиздат. - 1960. - С. 29-32.

64. Engineering and Mining Journal. - 1981. - Vol. 182. - № 116 - P. 200 -

221.

65. Shirly Josef F. New concepts in byproduct molibdenit plant desing // Mining Engineering (USA). - 1980.- Vol. 32. - № 11 - P. 1614 - 1616.

66. Радайкина Т.А. Технология обогащения медно-молибденовых руд на зарубежных обогатительных фабриках. // Обогащение руд. - 1978. - № 3 -

С. 14-17.

67. Десятов A.M., Городецкая JI.A. и др. Совершенствование схемы флотации на Балхашской обогатительной фабрике/ЛДветные металлы. -1978.-№8.-С. 95-97.

68. Митрофанов С.И., Десятов A.M., Майоров А.Д. и др. Совершенствование технологии обогащения руд на Балхашской обогатительной фабрике/ЛДветная металлургия. - 1983. - № 11. - С. 13 - 14.

69. П. Штирков, П. Нестерова, Н. Семенов и др. Основные направления развития технологии обогащения медных и медно-молибденовых руд НРБ. // Обогащение руд. - 1988. - № 6. - С. 15 - 19.

70. Wold Mining. - 1974. - Vol. 27. - № 10. - P. 95

71. Canadian Mining Manuel. - 1968. - P. 13.

72. Митрофанов С.И., Щербакова M.C. Промышленное освоение метода разделения медно-молибденовых концентратов с примененим пропарки в щелочной среде//Бюлл. Цветная металлургия. - 1966. - № 14. - С. 15 - 18.

73. Щербакова М.С., Митрофанов С.И. Влияние пропарки с известью на флотируемость молибденита // Бюлл. Цветная металлургия. - 1968. № 11. -С.16 - 19.

74. Mining Magazine. - 1978.- April. - P. 332, 335, 337, 339.

75. Wold Mining. - 1982. - October. - P. 58 - 59.

76. Pudezski glasnik. - 1983 - № 1 - P. 21-26.

77. Гэзэгт Ш. Разработка и внедрение новых реагентных режимов обогащения певичных сульфидных руд на Эрдэнэтской обогатительной фабрике // Диссертация на соискание ученой степени к.т.н. - М. - 2004.

78. Столяров В.И., Черных С.И. Жирекенской обогатителной фабрике -5 лет//М. - 1993. - С.60.

79. Десятов A.M., Городецкая Л.А., Херсонский М.И и др. Разделение

медно-молибденово-пиритных концетратов с применением депрессора МФТК// Цветные металлы. - 1987. - №3. - С. 97 - 99.

80. Десятов A.M., Херсонский М.И., и др. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением органических депрессоров// В сб. Цветная металлургия накануне XXI века. - М. - 1998. - С. 71-74.

81. Десятов A.M., Митрофанов С.И., Херсонский М.И. и др. Способ селекции медно-молибденовых концентратов с применением низкомолекулярных органических депрессоров // М., Наука. - 1986. - С.91 -95.

82. Десятов A.M., Майоров А.Д., Херсонский М.И. и др. Опыт промышленной эксплуатации технологии разделения медно-молибденово-пиритного продукта с применением МФТК // Цветные металлы.- 1992. - №8.- С.62 - 64.

83. Десятов A.M., Херсонский М.И., Майоров А.Д. и др. Опыт освоения способа селекции медно-молибденовых концентратов с применением органического депрессора МФТК- Э // В сб. «Совершенствование технологии обогащения руд цветных металлов на основе оптимизации реагентных режимов флотации». М., - 1986. - С.38-45.

84. Авторское свидительство СССР - № 707 020.

85. Авторское свидительство СССР - № 913 640.

86. Авторское свидительство СССР - № 799 221.

87. Авторское свидительство СССР - № 1 182 724.

88. Авторское свидительство СССР - № 1 292 229.

89. Херсонский М.И., Десятов A.M. и др. Селекция коллективных медно-молибденовых концентратов с применением низкомолекулярный органических подавителей // В сб. «Разработка и использования эффективных флотореагентов и реагентных режимов при обогащении руд цветных металлов». М. - 1984 - С. 3 -10.

90. Херсонский М.И., Десятов A.M. и др. Совершенствование селекции

медно-молибденовых коллективных концентратов // Цветная металлургия. -1982. - №7. - С.15-16.

91. Десятов A.M., Херсонский М.И., и др. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением органических депрессоров //В сб. Цветная металлургия накануне XXI века, - М., - 1998. - С. 71-74.

92. Шубов Л.Я, Иванков С.И., Щеглова Н.К. Флотационные реагенты в вопросах обогащения минерального сырья // М. - Недра. - 1990. - кн. 1. -

С. 301, 306, 308.

93. Crozier R.D. Flotation reagent practice in primary and by-product molybdenum recovery// Mining Magazine, London.- Vol. - 140 - 1979. - P. 174 -178.

94. Boteva Antoaneta, Kovacen Kiriak. Badania depresujacego dzialania pewnych zwiazkow nicorganicznych zavierajacychsiarke na mineraly siarczkove//Fizykochem. Probl. Mineralury. - 1985. - № 7. - P. 29 - 42.

95. Абрамов A.A. О причинах депрессирующего действия сернистого натрия на флотацию пирита // Цветные металлы - 1967. - №3. - С.20 - 21.

96. Каковский И.А., Щекалова Р.Н. О поведении сульфида натрия во флотационной пульпе // Обогащение руд. - 1984. - №1. - С. 20 - 24.

97. Митрофанов С.И., Курочкина A.B. К вопросу об окислении сернистого натрия в условиях флотации // Обогащение руд. - 1963. - №5. - С. 21-23.

98. Глазунов Л.А., Митрафанов С.И. Окисление сернистого натрия при флотации //Обогащение руд. - 1967. - №1. - С. 32 - 36.

99. Глембоцкий В.А., Классен В.И. Флотация // М., Недра, - 1973. - С. 161 - 169.

100. Плакса Н.Е. Совмещение пропарки и селективной флотации медно-молибденовых концентратов// Цветные металлы. - 1972. - № 1. - С. 79 - 81.

101. Цветков И.Т., Щербакова М.С. Митрофанов С.И. и др. К сокращению расхода сернистого натрия при селекции медно-молибденового

концентрата// Цветные металлы. - 1973. - № 10. - С. 66 - 68.

102. Еропкин Ю.И., Маргарян М.О. и др. Применение азота при разделении медно-молибденовых концентратов на Каджаранской фабрике// Цветные металлы. - 1987. - № 7. - С. 92 - 96.

103. Селютина О.Н., Дубровина Н.М., Плакса Н.Е. Селективная флотация медно- молибденовых концентратов с применением азота //Цветные металлы. - 1986.- №12. - С. 83-86

104. Селютина О.Н., Дубровина Н.М. , Плакса Н.Е. Применение азота в селективной флотации медно-молибденовых концентратов. // Цветные металлы. - 1988. - №4. - С.94-95.

105. Еропкин Ю.И., Симоненко Р.Г. и др. Применение азота в процессе десорбции собирателя с поверхности сульфидов коллективного концентрата // Цветные металлы.-1985. - №9.- С. 94-96.

106. Merazchiev G., Troshanova N., Vladov Iv. Enhancement of the technological effectiveness of the selective copper-molibdenum flotation in inert gas medium (nitrogen) // Proceedings of 24 International Mineral Congress (IMPC), Beijing. - 24-28, Sept. - 2008.

107. Патент № 14 - 217 Иран

108. Патент № 2620068 США

109. Патент № 2664199 США

110. Баатархуу Ж. Технология обогащения медно-порфировых руд на основе изучения их генетико-морфологических особенностей // Эрдэнэт. -2006.-С. 54-55.

111. Хасик O.A., Маринов H.A. и др. Медно-молибденовое месторождение Эрдэнэтийн - Овоо " в Северной Монголии // Геология рудных месторождений. - 1977. - № 6.

112. Даваасамбуу Д. Вещественный состав и особенности технологической минералогии медно-порфирового месторождения «Эрдэнэтийн Овоо» // Автореферат диссертации на соискание ученой

степени к.т.н.- Улан- Батор - 1995.

113. Технологическая инструкция по обогащению медно-молибденовых руд на обогатительной фабрике совместного Монголо-Российского предприятия «Эрдэнэт» // Том 1. - Эрдэнэт. - 1997.

114. С. Давааням. Разработка энергосбергающей технологии переработки медно-молибденовых руд на обогатительной фабрике СП " Эрдэнэт " с применением селективных собирателей на основе композиции диалкилсульфидов с диалкилдитиофосфатами // Диссертация на соискание ученой степени к.т.н. - М. - 2000.

115. Наранхуу X., Чертков. Ю.А., Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш. Повышение эффективности обогатительного производства на СП «Эрдэнэт» // Горный журнал.- 2004. - № 8. - С. 51 - 56.

116. Рыскин М.Я., Бочаров В.А., Гусаров P.M. Промышленные испытания трехпродуктовых гидроциклонов // Цветные металлы. - 1977. -№2. - С. 14-16.

117. Рыскин М.Я., Баатархуу Ж., Шевелевич М.А. Исследование схемы измельчения и классификации с использованием трехпродуктовых гидроциклонов // Цветные металлы, - 1986, -№1.-С. 11-13.

118. Рыскин М.Я., Бочаров В.А., Шевелевич М.А. и др. Исследование скоростного поля трехпродуктовых гидроциклонов методом лазерной ананометрии // Цветные металлы. - 1981. - №10. - С. 23 - 25.

119. Бортников A.B., Г.Даваацэрэн, Ж.Баатархуу и др. Совершенствование технологии рудоподготовки в корпусе самоизмельчения обогатительной фабрики СП "Эрдэнэт" // Обогащение руд. СПБ. - 1996. - №7. -С. 12-16.

120. Бортников A.B., Лукницкий В.А., Соколов В.И., Никитин В.А. Исследование процесса полусамоизмельчения и возможностей использования его при реконструкции корпуса самоизмельчения ГОКа " Эрдэнэт " // Обогащение руд. СПБ. - 1998. - №6. - С. 8-11.

121. Гэзэгт ILL, Давлетбаев Х.Г., Морозов В.В. Совершенствование процесса промпродуктовой медно-молибденовой флотации // Материалы международной нучно-технической конференции «Научные основы и практика переработки руд и технологического сырья», Екатеринбург: АМБ. -2006, С. 124-127.

122. М. Дамдинсурэн. Исследования и разработка технологии выделения медного суперконцентрата при обогащении медно-молибденовых руд «Эрдэнэтийн - Овоо»// Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н.- JI. - 1981.

123. Ж Баатархуу. Технология обогащения медно-порфировых руд на основе изучения их генетико-морфологических особенностей// Эрдэнэт. -2006.-С. 137-140..

124. Десятое A.M., Херсонский М.И., Баатархуу Ж., Карнаухов С.Н. Совершенствование технологии обогащения медно-молибденовых руд месторождения «Эрдэнэтийн Овоо» (Монголия) в условиях изменения вещественного состава руды. Докл. (Научный симпозиум «Неделя горняка-2007», Москва, 22-26 янв., 2007) // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2008. - № 6. - С. 345-349.

125. Ш.Гэзэгт. Исследования по применению газообразного азота на молибденовой флотации // Горный журнал Монголии.-2003.-№3.- С.40-41.

126. Ш.Гэзэгт, Ж.Баатархуу, Н.Мэргэнбаатар и др. Изучение возможности применения азота при селекции медно-молибденовых концентратов // Горный журнал.-2004- №8.- С. 66-69.

127. З.Ганбаатар, Ш.Гэзэгт, Сатаев И.Ш. Перспективы использования газообразного азота при флотационном обогащении медно-молибденовых руд на обогатительной фабрике «Эрдэнэт»// Горный журнал. Специальный выпуск.-2003. - С.42-46.

128. Дамдинс Орэн М., Туяа Ц., Оуюнс Орэн П. Технологические особенности флотации халькопиритовых руд месторождения «Эрдэнэтийн

Овоо» // 5-ый Конгресс обогатителей стран СНГ. Сборник материалов. М. Альтекс - 2005- Т. 4. - С. 108-112.

129. Баатархуу Ж. Получение концетратов меди и молибдена из различного типа руд на открытом руднике «Эрдэнэт»// Цветные металлы. -2008.-№1.-С. 20-25.

130. С. Давааням, Ж. Баатархуу, Сатаев И.Ш. и др. Разработка технологии обогащения руд месторождения «Эрдэнэтийн Овоо» с применением аэрофлотов. // Цветные металлы. - 1998. - № 9. - С. 18-21.

131. С.Давааням, Ж.Баатархуу, Десятов A.M., Херсонский М.И. Полупромышленные испытания селективных собирателей при флотации руд месторождения «Эрдэнэтийн - Овоо» // Цветная металлургия. - 1998. - №7. -С. 6- 10.

132. С. Гэрэлтуяа, Ж. Баатархуу, С. Давааням. Выбор селективного собирателя к пириту и разработка технологического режима в цикле коллективной флотации с целью получения кондиционного медного концентрата// Развитие новой техники и технологии в Монголии. - Улан -Батор, 1998. С. 29-34.

133. Херсонский М.И., Десятов A.M., Баатархуу Ж., Карнаухов С.Н. Плаксинские чтения 2006. Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов»: Материалы международного совещания. Красноярск. - 2006. - С. 77-78.

134. Десятов A.M., Херсонский М.И., Сатаев И.Ш. и др. Освоение беспропарочной технологии флотации руд месторождения «Эрдэнэтийн Овоо» с применением селективных собирателей// Сборник докладов расширенного заседания Научно-практической конференции в г. Эрдэнэт. -СП «Эрдэнэт» - 2000. - С. 124-134.

135. С.Давааням, Сатаев И.Ш., Ж.Баатархуу и др. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением собирателя S - 703J // Цветные металлы. - 2000. -№4. - С. 59 - 62.

136. Parlman R.M., Kimble K.B. Resent Development with new Collectors for Sulfide Mineras // American Mining Congress, Las Vegas, Oct. 11-14. - 1982.

137. Давааням С., Сатаев И.Ш., Карнаухов С.И. и др. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением собирателя S-703G // Цветные металлы. - 2000. - № 8 - С. 68 - 70.

138. Патент 2215588 Россия

139. Китаева Н.Б. Исследование физико-химических свойств и флотационного действия аллиловых эфиров алкилксантогеновых кислот.// Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н.- М. - 1970.

140. Моисеева Р.И., Гурвич С.М., Славина В.Н и др. Эфиры ксантогеновых кислот и родственных соединений, как реагенты собиратели при флотации медно-молибденовой руды. // Цветная металлургия. - 1967. -№20.-С. 17-19.

141. Соловьева Л.М., Бондаренко О.П., Арустамян K.M. и др. Промышленное освоение новой технологии и современного оборудования «НПО РИВС» на обогатительной фабрике КОО «Предприятие Эрдэнэт»// Горный журнал. - 2008. - Специальный выпуск. - С. 83 - 87.

142. Зимин A.B., Арустумян М.А., Смирнов Ю.А., Назаров Ю.П. Способ флотации медно-молибденовых руд// Патент 2340405. Россия, МПК

ВОЗ Д 1/00 (2006.01).

143. Зимин A.B., Арустумян М.А., Соловьева Л.М., Турсунова Н.Б. Способ флотации медно-молибденовых руд // Патент 2340406. Россия, МПК

ВОЗ Д 1/00(2006.01).

144. Зимин A.B., Арустамян М.А., Назаров Ю.П., Ганбаатар 3. Разработка и внедрение новой технологии обогащения медно-молибденовых руд на комбинате «Эрдэнэт». // Горный журнал. - 2008. Специальный

выпуск. - С. 25-27.

145. Недосекина Т.В., Глембоцкий A.B., Бехтле Г.А., Новгородова Э.З. О механизме действия сочетания тионокарбаматов и ксантогенатов при

флотации медно-молибденовых пиритсодержащих руд // Цветные металлы. -

1985. -№ 10.-С. 99-102.

146. Абрамов A.A., Леонов С.Б., Сорокин М.М. Химия флотационных систем// М., Недра. - 1982. - С. 95 - 101.

147. Десятов A.M., Херсонский М.И., Дэлгэр Р., Туяа Ц. Применение силиката натрия в операции разделения медно-молибденовых концентратов с целью исключения подогрева пульпы// ФГУП «Институт «Гинцветмет» - М., 2012 г. - 7с. - Деп. В ВИНИТИ 16.01.12. № 4 - В 2012 // Указатель ВИНИТИ - 2012 - № 3.

148. Митрофанов С.И., Барский Л.А., Самыгин В.Д. Исследование полезных ископаемых на обогатимость // М., Недра. - 1974. - С. 137-143.

МЕТОДИКА ЭКСПЕРИМЕНТОВ

Исследования проводились на минеральных порошках халькопирита, халькозина, пирита и молибденита. Степень чистоты минералов определялась химическим анализом. Результаты химического анализа приведены в табл. 1

Таблица 1

Характеристика минералов

Наименование минерала Химическая формула Содержание,%

Си Fe Mo S

Халькопирит CuFeS2 32,40 29,10 - 34,7

Халькозин Cu2S 79,1 0,18 - 20,1

Пирит FeS2 0,010 45,10 - 52,0

Молибденит MoS2 0,042 - 56,4 38,7

Содержание основного минерала в мономинеральных фракциях составляет не менее 95% от теоретического. Необходимую для исследований крупность минералов получали истиранием их в механической агатовой ступке компании «Retch», рассеиванием на классы на ситах и обесшламливанием.

Флотационные опыты на минералах Флотационные опыты на минералах проводили в механической лабораторной флотомашине ФП-Г с объемом камеры 50 смЗ. Для опытов использовали минералы крупностью -100 + 44 мкм. Навеска минерала - 2 г. Время перемешивания с собирателем - 5 мин., с пенообразователем - 1 мин. Перед флотацией проводили промывку - обдирку минерала в течение минуты с последующей декантацией промывной воды.

Изучение агрегативной устойчивости суспензии молибденита Изучение агрегативной устойчивости минеральной суспензии молибденита проводили в динамических условиях. Блок схема установки и методика эксперимента приведены в литературе /148 /. Для измерений использовали фракцию минерала - 44 мкм (содержание класса -10 мкм составляла 45%).

Разгрузка III сгуст.

Ост.СаО-818 мг/л

Вода 22.1 м3/ч

100.0

18.79 0.270

100.0 100.0

35.0

79.0 1.9

146.7 167.5

113.8

16.98 0.401

102.8 169.3

30.4

89.9 2.3

205.8 229.5

Основная Си-Мо флотация

/ = 45

Ост.СаО-896 мг/л

Вода 42.0 м"/ч

76.08

24.38 0.353

98.71 99.4

51.1

60.10 1.0

57.5 73.3

Вода 24.5 м/ч

37.77

2.06 0.500

4.14 69.91

14.9

29.84 5.7

170.4 178.3

Перечистка

? = 56

Контрольная Си-Мо флот. / = 58

т.90

7.42

1.42 0.840

0.56 23.07

16.4

5.86 5.1

29.9 31.4

68.66

26.86 0.300

98.15 76.29

43.8

54.24 1.3

69.6 83.9

31.34

1.11 0.204

1.85 23.71

13.0

24.76 6.7

166 172.2

6.43

6.69 1.940

2.29 46.20

14.8

5.08 5.8

29.2 30.6

Си-Мо концентрат

условные обозначения:

Вода 1.8 м/ч

у,%

Реи Рмо

еСи еМо

Тв,%

т.91

0ст.са0-907 мг/л

Аего-МХ-11.4 гр/т

<2,т/ч к

\У,м3/ч У,м3/ч Дофлотация /= 44

Технологические показатели в период опробования

точки РСЭЛ содержание, %

Си Мо Ре

№86 15.65 0.497 23.37

№ 94 23.93 0.469 22.30

№ 91 1.13 0.301 25.01

№32 2.34 1.250 18.43

№ 16 0.62 0.130 31.02

т.32

21.18

0.52 0.180

0.59 14.12

11.0

16.73 8.1

135 139.8

т.16

10.16

2.34 0.255

1.27 9.59

20.0

8.03 4.0

32.1 34.2

концентрат дофлотации /в III сгуститель/

хвосты дофлотации

Рис. 1 Результаты опробования фабричной схемы доводки «чернового» коллективного концентрата

Разгрузка III сгуст.

Ост.СаО-644 мг/д

Вода 4.0 м3/ч

т.86

100.0

15.62 0.340

100.0 100.0

34.1

98.0 1.9

215.2 189.4

Основная Си-Мо флотация

{= 48

Ост.СаО-392 мг/л

Вода 50.1 м /ч

72.47

21.07 0.408

97.76 86.89

50.2

71.03 1.0

89.2 70.5

Вода 23.4 м/ч

1 27 0.16 27.53 18.0

2.24 113.11

^ Аего-МХ - 7.7 гр/т

26.97 4.6

130.0 122.9

Перечистка

f= 46

Контрольная Си-Мо флот.

80

т.90

64.57

7.91 2.29 0.470 15.2 7.75 5.6

1.16 10.93 45.3 43.2

23.37 0.400 45.0 63.28 1.2

96.60 75.96 94.0 77.3

Си-Мо концентрат

т.32

Вода 14.7 м'/ч

Пр. пр. флотация

4.13

23.40 0.88 0.070 16.8 22.93 5.0

1.32 4.85 119.6 114

3.48 0.680 11.0 4.05 8.1

0.92 8.26 33.8 32.7

Ост.СаО - 532 мг/л

т.91

Ост.СаО -157 мг/л

12.04

хвосты СиЛЙо

2.70 0.542

2.08 19.19

11.80 6.4

79.1 76.0

/= 97

7.51

4.52 0.95 0.330 15.4 4.43 5.5

0.27 4.39 25.5 24.3

3.75 0.670 10.0 7.36 9.0

1.80 14.80 68.2 66.3

концентрат пр.пр. флотации /в III сгуститель/

хвосты пр.пр. флотации

общ. хвосты Си-Мо флотации

Технологические показатели в период опробования

точки РСЭЛ содержание,%

Си Мо Ре

№ 86 12.76 0.341 19.97

№94 24.67 0.468 19.49

№ 91 0.347 0.061 18.45

№32 4.32 1.170 23.65

№ 16 0.73 0.244 18.59

у,%

условные обозначения: Тв,%

Реи Рмо

вСи £Мо

<3,т/ч К

У.м3/ч Ш,м3/ч

Рис. 2 Результаты опробования схемы доводки «чернового» коллективного концентрата с открытым промпродуктовым циклом

РАСЧЁТ

фшиичиаюге з*внемнч«екото аффтьет шшошемта реагенте» 8К-901 и АЕЯО МХ »1140

Мвхошьмшвш* таи шм. 3001)' 3009г 3010г Ш*ге200». ЗОЮ г

1 __ Деиойшгг.пролуаи» гаиучмшы* за вч*т ярирое» ишюмва 41Ш •меаи&юш тн ш 933.7 37,3 вы 174 4ШЭ 3» 1963,33 264.4

Изшчещ» » шштрет •ыааивина Н И 86.13 40.12 8$,43 41,01 86.3 46,22

Сшржш» меншт » коношри» *м«а» »мвди&яна Н ч 34,14 -50,06 23,73 10.31 33, 63 $0.17

4 Т" •НвйНвй«» то го 18(57,15 7441 3387,44 344,49 1737,00 105,20 8313.39 324,0

> мадиого иэмдаярш » молк&жжювм мвншитега та. ют 1226,6? 9384,06 773.6? 4922,111 1280.27 3868.33

6 ЗИрЮЫ йв ШНУШИШЮЙ ПрмуКЦЙИ! • Медный иждшра* • Мшшваюый концвнтоат ТЫвЛОДЙ, 4 744.« »7,3 1 тл 1 383.« 2249,4 3335 «993,3 2 616,4

7 Цш 1 тн медного квншштрт юлнЗдвишвгв шиш №Я> ДОН. 1396.33 20* 1«,0 1016,13 8050.29 1330,1 13213,34 3 842,6 41 071.3

8 Двходот рйишящии * Медоый кшдаяра» > Мшвдешв кшшншг ТЫЙЛШМ, $014,0 1346.« 2629.2 3 773Л 2681,4 1 384.1 10331.6 3604.8

9 Привылк от ршшашш > Ммный ишцшр» » Мади&миый к©т»итоа* оддазд. шьявши Ж 849,4 630,0 1317.4 439.8 731,в 1338.4 19Ш

10 ( ^гошюетьштшсп «клева. |

НачшшшкОФ ' Т.Батменх

Начальник Э8 ОФ Шолорми

Расчет

фактического экономического эффекта от кспользомния технологи» в сеявши» с вриыененнеы жшюго стекла 6а подогрела пульпы

Нзкдаш дашше ш раечеш

Переработка руда, тш.тн/гад 26060

Содержание меди а руде 0.348%

Извлечете мед» в концентрате 86 Л*

Содержите меда в концентрате 23.65%

Расход пара, Гкал/сугкм 212

Стоимость 1 Гкал 2231б тугр

Стоимость 1 tu жидкого стекла 800 дола США

Куре «шара 1430,3? tyrf)

Затраты на реализацию контракта 120.0 тыс.долл

Расчйт;

Овредеяяем экономическую эффективность от решшашш техншюпт в селекцию

с применением жидкого ¿текла;

86.5 x 0.548 / 23.65 « 2.00* или 522,0 тыс,тн/год

Ежегодный расход жидкого стекла cocraamtet

322.0 х 0 J ® 261,0 ta, 261.0 х 800.0 = 208.8 тькдомаров

Загграга на вар еоставдшт;

212 х 365 х 22316 /1430.37 ■ 1002348 долл/год

Фактический экономический эффект составляет;

1002,348 ~ 208.8 -120.0 - 673.550 тыс,долл

Начальник ОФ Начальник ЭВ ОФ Согласовано:

Начальник ПТО Начальник ЭО

Т.Башеах Н.Болормаа

анжаргад не» A.A.