Комплексная оценка флотационных реагентов по их влиянию на потери металлов и селективность флотации

The paper proposes a method for quick estimation of the average floatability of minerals according to the kinetic experiment, without finding the flotation spectrum where first moments of distribution are calculated by the coefficients of the polynomial approximation of the kinetic curve in the logarithmic form. An example of copper-nickel ore demonstrated that this method is effective in the multiparameter problem of comparative assessment of reagents. The ten parameters assessed included the average floatability of target minerals (chalcopyrite and pentlandite), pyrrhotite and rock; flotation selectivity coefficients of target minerals relative to pyrrhotite and rock; levels of copper and nickel losses with bulk flotation tailings. Interdependencies of parameters were visualized using diagrams showing the effect of flotation reagents on the groups of parameters: average floatability, selectivity coefficients, metal losses and selectivity relative to rock. The influence of butyl xanthate, aerofloat, diesel fuel, as well as gangue depressants – carboxymethyl cellulose (CMC) and acidified water glass (with a total consumption of collectors, diesel fuel, acidified water glass and CMC of 130 g/t, 5–10 g/t, 200 g/t, and 500 g/t, respectively) on the estimated parameters under collective flotation conditions was determined. It was found that the addition of aerofloat and diesel fuel to the main reagent collector – xanthate – increases the flotation selectivity of pentlandite and chalcopyrite relative to pyrrhotite and rock-forming component. The introduction of acidified water glass into the reagent scheme increases the flotation selectivity of nickel and copper sulfides relative to the rock. CMC additives impair the selectivity of copper flotation. The quantitative effects of each individual parameter were taken into account in the integral rating assessment of the prospects of using reagent combinations for copper-nickel ore by a set of ten parameters. The method proposed can be further used for the mass comparative evaluation of flotation reagents.Предложен метод быстрой оценки средней флотируемости минералов по данным кинетического опыта, без нахождения спектра флотируемости, при котором первые моменты распределения вычисляются по коэффициентам полиномиальной аппроксимации логарифмической формы кинетики. На примере медно-никелевой руды показано, что применение этого метода эффективно в многопараметрической задаче сравнительной оценки реагентов. Оцениваемые параметры (их 10) включали среднюю флотируемость целевых минералов (халькопирита и пентландита), пирротина и породы; коэффициенты селективности флотации целевых минералов относительно пирротина и породы; уровни потерь меди и никеля с хвостами коллективной флотации. Наглядное представление взаимозависимостей параметров достигается использованием диаграмм, отображающих влияние флотационных реагентов на группы параметров: среднюю флотируемость, коэффициенты селективности, потери металлов и селективность относительно породы. Определено влияние бутилового ксантогената, аэрофлота, дизельного топлива, а также депрессоров пустой породы – карбоксиметилцеллюлозы (КМЦ) и подкисленного жидкого стекла (при суммарном расходе собирателей – 130 г/т, дизельного топлива – 5–10 г/т, КМЦ – 200 г/т, жидкого стекла – 500 г/т) на оцениваемые параметры в условиях коллективной флотации. Установлено, что добавки аэрофлота и дизельного топлива к основному реагенту- собирателю – ксантогенату – повышают селективность флотации пентландита и халькопирита относительно пирротина и породообразующей составляющей. Введение в реагентный режим подкисленного жидкого стекла увеличивает селективность флотации сульфидов никеля и меди относительно породы. Добавки КМЦ ухудшают селективность флотации меди. Количественные эффекты каждого отдельного параметра учтены в интегральной рейтинговой оценке перспективности применения сочетаний реагентов для медно-никелевой руды по совокупности 10 параметров. Предложенный метод может быть в дальнейшем использован при массовой сравнительной оценке флотационных реагентов

Применение реагентов в форме обратной микроэмульсии для флотации сульфидов свинца и цинка

The paper presents the results of studies on the use of collecting agents in the form of an inverse microemulsion (IМE) of the «water in oil» type (i.e. suspended water droplets are in the oil phase) for the flotation extraction of lead and zinc minerals. Lead and zinc concentrates, lead-zinc ore were used as initial samples for flotation. The content of galena in the lead concentrate was 74.7 %, and the content of sphalerite in zinc was 78.7 %. Basic collecting agents in the IМE composition were potassium butyl xanthate (PBX) and kerosene. A nonionic surfactant (NSA) was used for IМE stabilization. Casein was used as additives to main reagents to remove the negative effect of osmotic pressure during the IМE preparation. Casein was transformed into the active soluble form using sodium sulfide. The particle size in the inverse microemulsion was 12.38 nm. In flotation tests, the following options for feeding reagents to the flotation pulp were studied: IМE, IМE + frother, potassium butyl xanthate + frother. The T-92 reagent was used as a frother. PBX consumption as part of IME and in the traditional feeding was 26 g/ton. The results of laboratory tests showed that the method of feeding flotation reagents in the form of IМE leads to both an increase in the flotation rate of lead and zinc sulfides and an increase in their recovery into a foam product. In addition to the increased flotation speed, tests with the use of IМE in the bulk lead-zinc ore flotation cycle showed an increase in extraction into the ultimate concentrate by 10.8 % for lead, by 38.5 % for zinc, in comparison with the traditional feeding of reagents (collector + frother). An increased selectivity of the IМE effect in relation to zinc sulfides, in comparison with lead sulfides, was noted. The flotation rate coefficient of sphalerite is 7.8 times greater than that of galena. An increase in extraction into the ultimate zinc concentrate is also higher and amounted to 16.78 %, while for the lead concentrate it is 1.9 % under the same conditions.Представлены результаты исследований применения реагентов собирателей в виде обратной микроэмульсии (ОМЭ) типа «вода в масле» (т.е. капли воды во взвешенном состоянии находятся в масляной фазе) для флотационного извлечения свинцовых и цинковых минералов. В качестве исходных образцов для флотации использовали свинцовый и цинковый концентраты, свинцово-цинковую руду. Содержание галенита в свинцовом концентрате составило 74,7 %, сфалерита в цинковом – 78,7 % Базовыми реагентами-собирателями в составе ОМЭ служили бутиловый ксантогенат калия (БКК) и керосин. Для стабилизации ОМЭ применяли неионогенное поверхностно-активное вещество (НПАВ). В качестве добавок к основным реагентам для удаления негативного воздействия осмотического давления при приготовлении ОМЭ использовали казеин. Перевод казеина в активную растворимую форму осуществляли с помощью сернистого натрия. Размер частиц в обратной микроэмульсии составил 12,38 нм. Во флотационных тестах изучали следующие варианты подачи реагентов во флотационную пульпу: ОМЭ, ОМЭ + пенообразователь, бутиловый ксантогенат калия + пенообразователь. В качестве пенообразователя применяли реагент Т-92. Расход БКК в составе ОМЭ и при классической подаче составил 26 г/т. Результаты лабораторных испытаний показали, что способ подачи флотационных реагентов в виде ОМЭ приводит к повышению как скорости флотации сульфидов свинца и цинка, так и их извлечения в пенный продукт. Тесты с применением ОМЭ в коллективном цикле флотации свинцово-цинковой руды помимо увеличения скорости флотации показали повышение извлечения свинца в суммарный концентрат на 10,8 %, цинка на 38,5 % в сравнении с классической подачей реагентов (собиратель + пенообразователь). Отмечена повышенная селективность действия ОМЭ в отношении сульфидов цинка по сравнению с сульфидами свинца. Коэффициент скорости флотации сфалерита в 7,8 раза больше, чем галенита. Прирост извлечения в суммарный цинковый концентрат также выше и составил 16,78 %, в то время как в свинцовый – 1,9 % при одних и тех же условиях