Обогащение медных руд (основые схемы и режимы)
Руды цветных металлов

Технологические схемы и режимы обогащения медных руд

Минеральный состав и технологические задачи при обогащении медных руд

Медь извлекают из сульфидных, окисленных и смешанных медных и медно-пиритных руд.

К промышленным сульфидным рудам относятся руды, содержащие более 0,3 – 0,4 % меди, которая не менее чем на 85 – 90 % представлена сульфидными минералами (халькопиритом, барнитом и халькозином). Неизменным спутником сульфидов меди в рудах является сульфид железа – пирит.

Окисленные и смешанные медные руды находятся в верхних горизонтах месторождений меди. К легкофлотируемым окисленным медным минералам относятся малахит, азурит, атакамит, куприт, тенорит; к труднофлотируемым – хризоколла, диоптаз, практически неизвлекаемые алюмосиликаты и фосфаты меди, а также медь, тесно связанная с гидроксида
ми железа и марганца.

Основным методом обогащения окисленных и смешанных руд является флотация. Гравитационные и магнитные методы обогащения играют подчиненную роль. При этом решаются задачи эффективного отделения сульфидных и окисленных минералов меди от породы, разделения сульфидов меди и железа, получения окисленных концентратов, повышения комплексности использования сырья за счет доизвлечения благородных металлов, магнетита и других ценных компонентов в отдельные продукты или концентраты. Из труднофлотируемых и «упорных» руд медь извлекают гидрометаллургическими методами или по комбинированным схемам, предусматривающим использование методов металлургии и обогащения. Получаемые при обогащении медные концентраты содержат 15 – 40 % меди, пиритные концентраты от 38 до 50% серы и не более 1% свинца и цинка.

Схема и режимы обогащения сульфидных руд

Сульфидные медные руды в большинстве случаев характеризуются крайне неравномерной вкрапленностью минералов меди, что предопределяет необходимость использования многостадиальных схем обогащения.

Сростки сульфидов меди как с пиритом, так и с минералами породы обычно удается выделить после сравнительно грубого измельчения руды: до 50 — 65% класса -0,074 мм. Для раскрытия сростков необходимо доизмельчать или концентрат, или промежуточный продукт, или оба названных продукта обогащения до 80 — 95 % -0,074 мм (рис. 3.1). Однако схемы циклов флотации обычно просты.

В качестве собирателя при флотации сульфидов меди и железа наиболее часто используются ксантогенаты и аэрофлоты, а в качестве пенообразователей — сосновое масло, дауфрос. Если медь в рудах представлена в основном вторичными сульфидами меди, то в качестве собирателя используется смесь ксантогенатов или аэрофлотов с более сильными собирателями или аполярными маслами.

Реагентный режим флотации пластовых руд (рис. 3.1) обычно прост: флотацию ведут в слабощелочной среде, создаваемой известью (до 1 кг/т), в присутствии собирателя и пенообразователя. Применение высших ксантогенатов в контрольных операциях флотации обеспечивает более высокие технологические показатели по сравнению с низшими ксантогенатами и более полное извлечение в концентрат сопутствующих редких, цветных и благородных металлов.

Технологическая схема обогащения сульфидных медных руд Джезказганского месторождения
Рис. 3.1. Технологическая схема обогащения сульфидных медных руд Джезказганского месторождения

Флотация сульфидных медных руд со средним содержанием пирита осуществляется по схеме коллективной флотации с последующим разделением коллективного концентрата на медный и пиритный или по схеме селективной флотации с последовательным выделением медного и пиритного концентратов. Более экономичной из них является схема коллективно-селективной флотации.

Значение рН при коллективной флотации не превышает 7,5, чтобы обеспечить эффективную флотацию сульфидов железа в концентрат. Селективная флотация руд и разделение коллективного медно-пиритного концентрата осуществляются обычно в известковой среде при рН меньше 10, чтобы обеспечить эффективную депрессию сульфидов железа. Расход извести при этом зависит от содержания пирита и степени  затронутости руды процессами окисления и находится в пределах 1-5 кг/т.

Разделение сульфидов меди и железа при флотационном обогащении сплошных медно-пиритных руд ведут по селективной схеме в сильнощелочной среде (рН 10-12), создаваемой загрузкой извести (до 15-20 кг/т) обычно после аэрации пульпы перед флотацией для окисления сульфоксидных соединений, солей двухвалентного железа и дополнительной депрессии пирратина и пирита. Хвосты медной флотации являются готовым пиритным концентратом, если содержание породы в исходной руде не превышает 10-15%. В иных случаях пиритные концентраты получают перефлотацией хвостов медной флотации после их сгущения и последующего разбавления свежей водой или кислыми рудничными водами. Для повышения качества пиритных концентратов иногда практикуют обесшламливание их в гидроциклонах.

Схемы и режимы флотационного обогащения окисленных и смешанных медных руд

Различие сростков и вкрапленности сульфидов и оксидов меди, их флотационных свойств и склонности окисленных медных минералов к переизмельчению привело к широкому использованию на фабриках раздельной флотации сульфидных и окисленных минералов меди.

Коллективную флотацию сульфидов меди и железа проводят в слабощелочной среде (рН до 8,5), а значительную часть собирателя для гидрофобизации сульфидов подают обычно в мельницу. Получаемые коллективные медно-пиритные концентраты разделяют в известковой среде при рН больше 10. При значительной активации сульфидов железа солями меди и недостаточной эффективности депрессии их в известковой среде разделение коллективного концентрата проводят в слабощелочной среде (рН меньше 9) с добавками цианида (до 200 г/т).

Флотация окисленных минералов меди с оксигидрильными собирателями используется (например, на фабрике «Катанга») при кремнистой или глинистой породе в руде с незначительным содержанием карбонатов и гидроксидов железа в ней. При этом хорошо извлекается только малахит, гораздо хуже — куприт, совсем плохо — хризоколла и другие силикаты меди.

Флотация окисленных минералов меди с сульфгидрильными собирателями после предварительной сульфидизации является наиболее распространенным методом обогащения руд с карбонатной и сильноожелезненной породой, когда применять жирные кислоты, их мыла и другие оксигидрильные собиратели практически нельзя. Наиболее распространенным реагентом-сульфидизатором на фабриках является гидрасульфид натрия или оксид его с сернистым натрием. На всех фабриках сульфидизатор (0,3-2 кг/т) подают стадиально: в несколько приемов по фронту основной и контрольной флотации, чтобы получить более плотную пленку сульфида меди на поверхности сульфидизируемых минералов. Оптимальное значение рН пульпы при флотации окисленных медных руд после сульфидизации равно примерно 9. Извлечение окисленной меди обычно повышается в следующих случаях: при совместной загрузке ксантогената и аэрофлота, подаче до 40 % собирателя в мельницу, применении высших ксантогенатов, добавке к собирателю технических продуктов, содержащих аполярные углеводороды. Применение сильных собирателей (меркаптанов, высших ксантогенатов и др.) может обеспечить также увеличение извлечения присутствующих в руде благородных металлов. Депрессия флотации минералов породы чаще всего осуществляется загрузками жидкого стекла. Основные потери окисленной «свободной» меди наблюдаются в тонких классах, особенно при переработке сильношламистых руд. Для повышения эффективности переработки таких руд на ряде фабрик (см. рис. 3.1) используют схему с раздельной флотацией песков и шламов. На некоторых зарубежных фабриках («Банкрофт», «Нчанга» и др.) при флотации окисленных минералов меди после предварительной сульфидизации используется смесь сульфгидрильных и оксигидрильных собирателей.

Комбинированные схемы с предварительным кислотным выщелачиванием меди

Комбинированные схемы с предварительным кислотным выщелачиванием меди широко применяются в следующих случаях:

  • переработка труднообогатимых руд, в которых медь представлена в основном «связанной» медью, в виде хризоколлы, фосфатов и алюмосиликатов меди, а также медью, связанной с гидроксидами железа и марганца или пропитывающей пустую породу, когда флотация не обеспечивает удовлетворительного ее извлечения;
  • наличие в рудах минералов породы, исключающих возможность селективного отделения их от медных минералов, или растворимых минералов меди, не позволяющих без значительного усложнения технологической схемы получать приемлемые показатели обогащения;
  • вовлечение в эксплуатацию бедных или забалансовых руд, вскрышных пород и хвостовых отвалов, сложный вещественный состав которых и низкое содержание меди
    делают практически невозможным применение для их переработки традиционных схем и процессов обогащения.

Предварительное кислотное выщелачивание во всех этих случаях обеспечивает вполне удовлетворительное извлечение меди в раствор, если исходная руда или материал не содержат значительных количеств карбонатных и других кислоторастворимых минералов породы. Основным: растворителем при  выщелачивании окисленных медных минералов является серная кислота (1,5-15 кг/кг меди). Выщелачивание осуществляется подземным, кучным или чановым способами.

Для выделения меди из растворов выщелачивания при переработке окисленных и смешанных руд по комбинированным схемам используют: электролиз; цементацию железом; осаждение известью в виде гидроксида меди или сернистым натрием в виде сульфидов меди; сорбцию на твердых ионообменных смолах; жидкостную экстракцию с последующим электролитическим осаждением меди. Наиболее часто в настоящее время применяют цементацию железом и жидкостную экстракцию с последующим электролизом меди.

Технологическая схема переработки руд на медном комбинате «Лейкшор»
Рис. 3.2. Технологическая схема переработки руд на медном комбинате «Лейкшор»

Примером комплексного использования сырья при одновременной переработке сульфидных и окисленных руд на предприятии является технология, принятая, например, на комбинате «Лейкшор» (рис. 3.2).

Комбинированные схемы с предварительным обжигом руды и последующей флотацией

Комбинированные схемы с предварительным восстановительным обжигом руды и последующей флотацией образующихся зерен металлической меди используют для переработки окисленных медных руд, не пригодных к выщелачиванию вследствие высокого содержания в них кислоторастворимых карбонатов породы, для извлечения меди из труднообогатимых руд с высоким содержанием силикатов, сложных алюмосиликатов и алюмофосфатов меди и медьсодержащих гидроксидов железа.

Промышленное применение за рубежом (в Чили, США, Перу, Мавритании, Замбии, Японии и др.) получил сегрегационно-флотационный процесс. Он включает сегрегационный обжиг измельченной руды с добавками (0,5-2 %) твердого углеродистого восстановителя (кокса, угля) и поваренной соли (NaCl) в течение 10-60 мин при температуре 700-850 °C. В результате протекающих реакций при обжиге медь восстанавливается до металлической с одновременным укрупнением восстановительных частиц до 80-10 мкм. Полученный огарок охлаждают без доступа воздуха и подвергают флотации с сульфгидрильным собирателем (100-300 г/т) и добавками пенообразователя. В богатый по меди концентрат, содержащий обычно 35-70 % меди при извлечении ее около 90 %, в процессе флотации извлекаются также имеющиеся в руде висмут и благородные металлы.

Сегрегационно-флотационный процесс обеспечивает наиболее высокое извлечение металлов при переработке труднообогатимых окисленных и смешанных медных руд. Однако он является одновременно наиболее сложным и дорогим процессом, требующим для своего осуществления значительных затрат на строительство обжигового цеха. Процесс обычно не экономичен, если руда содержит менее 3 % меди, и это существенно ограничивает возможность переработки больших количеств сложных по составу медных руд с его применением.

Комплексность использования медных руд

В медных и медно-пиритных рудах часто содержится золото. Улавливание свободного золота в цикле измельчения и классификации осуществляется посредством установки отсадочных машин, центробежно-гидравлических ловушек, щелевых (струйных) концентраторов (устанавливаемых на песках классификатора с уклоном 12-14° вместо пескового желоба), флотационных камер с ловушкой для золота. На шлюзах с ворсистой поверхностью извлекают мелкое золото из промпродуктов, на кордероевых шлюзах — из хвостов флотации и других продуктов. В цикле перечисток черновой концентрат пропускают через короткоконусный гидроциклон или щелевой шлюз (концентратор). В песках гидроциклона или концентрате шлюза концентрируются трудно-флотируемые частицы золота (крупные зерна с покровными образованиями, пластинки со вкованными в их поверхность минералами породы, сростки и др.), с трудом перешедшие в черновой концентрат и легко теряемые при перечистках.

Золото, связанное с сульфидами меди и неизвлеченное гравитационными методами, «свободное» золото выделяют обычно флотацией с применением сульфгидрильных собирателей в золотомедный концентрат или непосредственно из руды, подавляя пирит и другие сульфиды железа, или по схеме с предварительным получением коллективного золотомедно-пиритного концентрата и последующим разделением его на золотомедный и пиритный продукты.

На некоторых фабриках принимают специальные меры для извлечения имеющейся в рудах водорастворимой меди. Так, на фабрике «Маунт Морген» руду перед измельчением промывают в реечных классификаторах и из жидкой фазы их слива цементируют медь на железной стружке. В осадок извлекают до 2% всей меди, получаемой на фабрике.

С целью повышения комплексности использования медно-магнетитовых руд их подвергают флотации и магнитной сепарации с получением медного и железного концентратов («Палабора», «Толедо», «Филекс» и другие фабрики).

Хвосты обогащения на ряде фабрик сгущают и используют для закладки горных выработок или перерабатывают для извлечения из них минералов тяжелых, редких или радиоактивных металлов, фосфатов, вермикулита, кварцевых и других продуктов.