Ekstrakcja wolframu z odpadów zakładów przetwórczych. Jak otrzymuje się wolfram? Technologia wzbogacania rud wolframitu

Kasyteryt SnO2– główny minerał przemysłowy, jakim jest cyna, występująca w podkładkach cynowych i rudach skalnych. Zawartość cyny w nim wynosi 78,8%. Kasyteryt ma gęstość 6900...7100 kg/t i twardość 6...7. Głównymi zanieczyszczeniami kasyterytu są żelazo, tantal, niob, a także tytan, mangan, świnie, krzem, wolfram itp. Właściwości fizyczne i chemiczne kasyterytu, na przykład podatność magnetyczna i jego aktywność flotacyjna, zależą od tych zanieczyszczeń.

Stanina Cu 2 S FeS SnS 4- minerał siarczku cyny, choć jest najpowszechniejszym minerałem po kasyterycie, nie ma znaczenia przemysłowego, po pierwsze ze względu na niską zawartość cyny (27...29,5%), a po drugie na obecność w nim siarczków miedzi i żelaza komplikuje metalurgiczną obróbkę koncentratów, a po trzecie, bliskość właściwości flotacyjnych złoża do siarczków utrudnia separację podczas flotacji. Skład koncentratów cyny otrzymywanych w zakładach przetwórczych jest różny. Z wypełniaczy bogatych w cynę wyodrębnia się koncentraty grawitacyjne zawierające około 60% cyny, natomiast koncentraty zawiesinowe otrzymywane zarówno metodą grawitacyjną, jak i flotacyjną mogą zawierać od 15 do 5% cyny.

Złoża cyny dzielą się na złoża placerowe i skalne. Aluwialny Głównym źródłem światowej produkcji cyny są złoża cyny. Placery zawierają około 75% światowych zasobów cyny. Rdzenny Złoża cyny mają złożony skład materiałowy, w zależności od tego, które dzielą się na kasyteryt kwarcowy, kasyteryt siarczkowo-kwarcowy i kasyteryt siarczkowy.

Rudy kwarcowo-kasyterytowe są zazwyczaj złożonymi rudami cynowo-wolframowymi. Kasyteryt w tych rudach reprezentowany jest przez duże, średnio i drobno rozproszone kryształy kwarcu (od 0,1 do 1 mm m więcej). Oprócz kwarcu i kasyterytu rudy te zazwyczaj zawierają skaleń, turmalin, mikę, wolframit lub scheelit i siarczki. W rudach siarczkowo-kasyterytowych dominują siarczki - piryt, pirotyn, arsenopiryt, galena, sfaleryt i stanina. Zawiera także minerały żelaza, chloryt i turmalin.

Urządzenia do układania cyny i rudy wzbogacane są głównie metodami grawitacyjnymi z wykorzystaniem osadzarek, stołów zagęszczających, separatorów śrubowych i śluz. Placery są zwykle znacznie łatwiejsze do wzbogacenia metodami grawitacyjnymi niż rudy ze złóż pierwotnych, ponieważ nie wymagają kosztownych procesów kruszenia i mielenia. Wykańczanie surowych koncentratów grawitacyjnych odbywa się metodami magnetycznymi, elektrycznymi i innymi.

Wzbogacanie śluz stosuje się, gdy wielkość ziaren kasyterytu jest większa niż 0,2 mm, ponieważ mniejsze ziarna są słabo wychwytywane na śluzach, a ich ekstrakcja nie przekracza 50...60%. Bardziej wydajnymi urządzeniami są maszyny osadzające, które instaluje się w celu wstępnego wzbogacania i pozwalają na ekstrakcję do 90% kasyterytu. Wykańczanie grubych koncentratów odbywa się na tabelach stężeń (ryc. 217).

Ryc. 217. Schemat wzbogacania placków cynowych

Pierwotne wzbogacanie placków przeprowadza się także na pogłębiarkach, w tym na pogłębiarkach morskich, gdzie instaluje się sita bębnowe z otworami o średnicy 6...25 mm do płukania piasku, w zależności od rozkładu kasyterytu według klas uziarnienia piasku i zmywalności . Maszyny osadzające służą do wzbogacania produktu podsitowego w postaci sit. różne projekty zwykle ze sztucznym łóżkiem. Zamontowane są także bramki. Koncentraty pierwotne poddawane są operacjom czyszczenia na maszynach osadzających. Wykańczanie odbywa się zwykle w instalacjach wykończeniowych na lądzie. Odzysk kasyterytu z placerów wynosi zwykle 90...95%.

Wzbogacanie pierwotnych rud cyny, charakteryzujących się złożonością ich składu materiałowego i nierównomiernym rozprzestrzenieniem kasyterytu, odbywa się według bardziej złożonych schematów wieloetapowych, wykorzystując nie tylko metody grawitacyjne, ale także grawitację flotacyjną, flotację i separację magnetyczną.

Przygotowując rudy cyny do wzbogacania, należy wziąć pod uwagę zdolność kasyterytu do tworzenia osadów ze względu na jego wielkość. Ponad 70% strat cyny podczas wzbogacania wynika z zamulonego kasyterytu, który jest odprowadzany drenami urządzeń grawitacyjnych. Dlatego mielenie rud cyny odbywa się w młynach prętowych, które pracują w obiegu zamkniętym z sitami. W niektórych fabrykach na początku procesu stosuje się wzbogacanie w ciężkie zawiesiny, co umożliwia oddzielenie do 30...35% minerałów skał macierzystych do odpadów poflotacyjnych, zmniejszenie kosztów mielenia i zwiększenie ekstrakcji cyny.

Aby wyizolować gruboziarnisty kosyteryt na początku procesu, stosuje się osadzanie przy wielkości nadawy w zakresie od 2...3 do 15...20 mm. Czasami zamiast osadzarek, gdy wielkość materiału wynosi minus 3+ 0,1 mm, instaluje się separatory śrubowe, a przy wzbogacaniu materiału o wielkości 2...0,1 mm stosuje się tabele stężeń.

W przypadku rud o nierównomiernym rozproszeniu kasyterytu stosuje się schematy wieloetapowe z sekwencyjnym mieleniem nie tylko odpadów poflotacyjnych, ale także słabych koncentratów i śruty. W rudzie cyny wzbogaconej według schematu przedstawionego na ryc. 218, kasyteryt ma wielkość cząstek od 0,01 do 3 mm.

Ryż. 218. Schemat grawitacyjnego wzbogacania pierwotnych rud cyny

Ruda zawiera także tlenki żelaza, siarczki (arsenopiryt, chalkopiryt, piryt, stanina, galena) i wolframit. Część niemetaliczną reprezentują kwarc, turmalin, chloryt, serycyt i fluoryt.

Pierwszy etap wzbogacania przeprowadza się w osadzarkach do wielkości rudy 90% minus 10 mm z wydzieleniem gruboziarnistego koncentratu cyny. Następnie po dodatkowym rozdrobnieniu odpadów pierwszego stopnia wzbogacania i klasyfikacji hydraulicznej według równej częstości występowania przeprowadza się wzbogacanie na tablicach stężeń. Otrzymany według tego schematu koncentrat cyny zawiera 19...20% cyny przy ekstrakcji 70...85% i kierowany jest do wykańczania.

Podczas wykańczania minerały siarczkowe i minerały skał macierzystych są usuwane z gruboziarnistych koncentratów cyny, co umożliwia zwiększenie zawartości cyny do poziomu standardowego.

Grubo rozdrobnione minerały siarczkowe o wielkości cząstek 2...4 mm usuwa się metodą flotograwitacyjną na stołach stężeniowych, przed czym koncentraty traktuje się kwasem siarkowym (1,2...1,5 kg/t), ksantogenianem (0,5 kg/t) i nafta (1...2 kg/t).

Kasyteryt ekstrahuje się z osadów wzbogacanych grawitacyjnie metodą flotacji przy użyciu selektywnych odczynników zbierających i depresorów. W przypadku rud o złożonym składzie mineralnym, zawierających znaczne ilości turmalinu i wodorotlenków żelaza, zastosowanie kolektorów kwasów tłuszczowych umożliwia otrzymanie ubogich koncentratów cyny zawierających nie więcej niż 2...3% cyny. Dlatego też podczas flotacji kasyterytu stosuje się selektywne kolektory takie jak Asparal-F lub aerozol -22 (bursztyniany), kwasy fosfonowe i odczynnik IM-50 (kwasy alkilohydroksamowe i ich sole). Płynne szkło i kwas szczawiowy służą do obniżania zawartości minerałów w skałach macierzystych.

Przed flotacją kasyterytu z osadu usuwa się materiał o wielkości cząstek minus 10...15 mikronów, następnie przeprowadza się flotację siarczkową, z której ogonów przy pH 5 podczas zasilania kwas szczawiowy, płynne szkło i odczynnikiem Asparal-F (140...150 g/t), dostarczanym jako kolektor, flotuje się kasyteryt (Rys. 219). Powstały koncentrat flotacyjny zawiera do 12% cyny, a ekstrakcja z operacji sięga 70...75% cyny.

Czasami do ekstrakcji kasyterytu z zawiesin stosuje się śluzy orbitalne Bartlesa-Moseleya i koncentratory Bartlesa-Crosbelta. Otrzymane na tych urządzeniach surowe koncentraty zawierające 1...2,5% cyny kierowane są do wykańczania do tabel zagęszczenia zaczynów, w celu uzyskania handlowych koncentratów zaczynowo-cynowych.

Wolfram w rudach jest reprezentowana przez szerszą gamę minerałów o znaczeniu przemysłowym niż cyna. Spośród 22 obecnie znanych minerałów wolframu cztery są głównymi: wolframit (Fe,Mn)WO 4(gęstość 6700...7500 kg/m 3), hübneryt MnWO 4(gęstość 7100 kg/m 3), ferberyt FeWO 4(gęstość 7500 kg/m 3) i szelit CaWO 4(gęstość 5800...6200 kg/m3). Oprócz tych minerałów praktyczne znaczenie ma molibdoscheelit, czyli scheelit i izomorficzna domieszka molibdenu (6...16%). Wolframit, hübneryt i ferberyt są minerałami słabo magnetycznymi; zawierają jako zanieczyszczenia magnez, wapń, tantal i niob. Wolframit często występuje w rudach razem z kasyterytem, ​​molibdenitem i minerałami siarczkowymi.

DO typy przemysłowe rudy zawierające wolfram to żyłkowany kwarc-wolframit i kwarc-kasyteryt-wolframit, stockwork, skarn i placer. W depozytach żyła typ zawiera wolframit, hübneryt i scheelit, a także minerały molibdenu, piryt, chalkopiryt, cynę, arsen, bizmut i minerały złota. W zapasy W złożach zawartość wolframu jest 5...10 razy niższa niż w złożach żyłowych, ale mają one duże rezerwy. W skarn Rudy, wraz z wolframem, reprezentowanym głównie przez scheelit, zawierają molibden i cynę. Aluwialny Złoża wolframu mają niewielkie zasoby, ale odgrywają znaczącą rolę w wydobyciu wolframu. Przemysłowa zawartość trójtlenku wolframu w plackach (0,03...0,1%) jest znacznie niższa niż w rudach skalnych, ale ich zagospodarowanie jest znacznie prostsze i bardziej opłacalne ekonomicznie. Placery te, wraz z wolframitem i scheelitem, zawierają również kasyteryt.

Jakość koncentratów wolframu zależy od składu materiałowego przetwarzanej rudy i wymagań, jakie są im stawiane podczas stosowania w różnych gałęziach przemysłu. Aby zatem wyprodukować żelazowolfram, koncentrat musi zawierać co najmniej 63% WO 3, koncentrat wolframitowo-huebnerytowy do produkcji twardych stopów musi zawierać co najmniej 60% WO 3. Koncentraty Scheelite zazwyczaj zawierają 55% WO 3. Głównymi szkodliwymi zanieczyszczeniami w koncentratach wolframu są krzemionka, fosfor, siarka, arsen, cyna, miedź, ołów, antymon i bizmut.

Placery i rudy wolframu wzbogacane są, podobnie jak cyny, w dwóch etapach – pierwotnego wzbogacania grawitacyjnego i wykańczania surowych koncentratów różnymi metodami. Przy niskiej zawartości trójtlenku wolframu w rudzie (0,1...0,8%) i wysokich wymaganiach co do jakości koncentratów, całkowity stopień wzbogacenia waha się od 300 do 600. Taki stopień wzbogacenia można osiągnąć jedynie łącząc różne metody od grawitacji do flotacji.

Ponadto placery wolframitowe i rudy skalne zawierają zwykle inne minerały ciężkie (kasyteryt, tantalit-kolumbit, magnetyt, siarczki), dlatego podczas pierwotnego wzbogacania grawitacyjnego uwalnia się zbiorczy koncentrat zawierający od 5 do 20% WO 3. Po wykończeniu tych koncentratów zbiorczych otrzymuje się kondycjonowane koncentraty monomineralne, do których wykorzystuje się flotograwitację i flotację siarczkową, magnetyczne oddzielanie magnetytu i wolframitu. Możliwe jest także zastosowanie separacji elektrycznej, wzbogacania na stołach stężeniowych, a nawet flotacji minerałów ze skał wyporowych.

Wysoka gęstość minerałów wolframowych umożliwia efektywne wykorzystanie metod wzbogacania grawitacyjnego do ich ekstrakcji: w ciężkich zawiesinach, na osadzarkach, stołach stężeniowych, separatorach śrubowych i strumieniowych. Podczas wzbogacania, a zwłaszcza podczas wykańczania koncentratów zbiorczych grawitacyjnych, powszechnie stosuje się separację magnetyczną. Wolframit ma właściwości magnetyczne i dlatego w silnym polu magnetycznym oddziela się np. od niemagnetycznego kasyterytu.

Oryginalną rudę wolframu, podobnie jak rudę cyny, rozdrabnia się do wielkości minus 12+6 mm i wzbogaca poprzez osadzanie, podczas którego wyodrębnia się gruboziarnisty wolframit i część odpadów poflotacyjnych zawierających odpady trójtlenku wolframu. Po osadzeniu rudę rozdrabnia się w młynach prętowych, w których rozdrabnia się ją na cząstki o wielkości minus 2+0,5 mm. Aby uniknąć nadmiernego tworzenia się osadu, mielenie przeprowadza się w dwóch etapach. Po przemieleniu rudę poddaje się klasyfikacji hydraulicznej z wydzieleniem osadów i wzbogaceniem frakcji piaskowych na tablicach stężeń. Otrzymane na stołach produkty przemysłowe i odpady poflotacyjne są dalej rozdrabniane i kierowane na stoły koncentracyjne. Odpady poflotacyjne są również sukcesywnie dalej rozdrabniane i wzbogacane na stołach stężeniowych. Praktyka wzbogacania pokazuje, że wydobycie wolframitu, hübnerytu i ferberytu metodami grawitacyjnymi sięga 85%, natomiast scheelitu, skłonnego do osadu, metodami grawitacyjnymi wydobywa się jedynie 55...70%.

Przy wzbogacaniu drobno rozdrobnionych rud wolframitu zawierających tylko 0,05...0,1% trójtlenku wolframu stosuje się flotację.

Flotacja jest szczególnie szeroko stosowana do ekstrakcji scheelitu z rud skarnowych, które zawierają kalcyt, dolomit, fluoryt i baryt, flotowane przez te same kolektory co scheelit.

Kolektory podczas flotacji rud scheelitu są kwas tłuszczowy typu oleinowego, który stosuje się w temperaturze co najmniej 18...20°C w postaci emulsji przygotowanej w miękkiej wodzie. Kwas oleinowy jest często zmydlany w gorącym roztworze przed wprowadzeniem do procesu. soda kalcynowana w proporcji 1:2. Zamiast kwasu oleinowego stosuje się również olej talowy, kwasy naftenowe itp.

Bardzo trudno jest oddzielić szeelit od minerałów metali ziem alkalicznych zawierających tlenki wapnia, baru i żelaza za pomocą flotacji. Scheelit, fluoryt, apatyt i kalcyt zawierają w sieci krystalicznej kationy wapnia, które zapewniają chemiczną sorpcję kolektora kwasów tłuszczowych. Dlatego możliwa jest selektywna flotacja tych minerałów ze szeelitu w wąskich granicach pH przy użyciu depresatorów, takich jak ciekłe szkło, fluorosilikon sodu, soda, kwas siarkowy i fluorowodorowy.

Depresyjnym działaniem ciekłego szkła podczas flotacji minerałów zawierających wapń kwasem oleinowym jest desorpcja mydeł wapniowych powstających na powierzchni minerałów. W tym przypadku zdolność pływania scheelitu nie zmienia się, ale zdolność pływania innych minerałów zawierających wapń gwałtownie się pogarsza. Podniesienie temperatury do 80...85°C skraca czas kontaktu masy celulozowej z ciekłym roztworem szkła z 16 godzin do 30...60 minut. Zużycie płynnego szkła wynosi około 0,7 kg/t. Proces selektywnej flotacji scheelitu pokazany na ryc. 220, wykorzystujący proces parowania z ciekłym szkłem, nazywany jest metodą Petrowa.

Ryż. 220. Schemat flotacji scheelitu z rud wolframu i molibdenu za pomocą

wykończenie według metody Petrova

Koncentrat głównej flotacji scheelitu, prowadzonej w temperaturze 20°C w obecności kwasu oleinowego, zawiera 4...6% trójtlenku wolframu i 38...45% tlenku wapnia w postaci kalcytu, fluoryt i apatyt. Przed gotowaniem na parze koncentrat zagęszcza się do 50...60% stałej. Parowanie odbywa się sekwencyjnie w dwóch kadziach w 3% roztworze ciekłego szkła w temperaturze 80...85°C przez 30...60 minut. Po parowaniu czyszczenie przeprowadza się w temperaturze 20...25°C. Powstały koncentrat scheelitu może zawierać do 63...66% trójtlenku wolframu, a jego uzysk wynosi 82...83%.

Strona 1 z 25

Specjalista ds. budżetu państwa

instytucja edukacyjna Republiki Karelii

„Kostomuksha Polytechnic College”

Zastępca Dyrektor OD ____________________ Kubar T.S.

„______”____________________2019

PRACA KWALIFIKUJĄCA ABSOLWENTA

Temat: „Utrzymanie głównej metody wzbogacania rud wolframu i zastosowanie pomocniczych procesów odwadniania w schemacie technologicznym Primorsky GOK”

Uczeń grupy: Kuzich S.E.

4 rok, grupa OPI-15 (41C)

Specjalność 21.02.18

„Wzbogacanie zasobów mineralnych”

Kierownik prac badawczo-rozwojowych: Volkovich O.V.

nauczyciel specjalny dyscypliny

Kostomuksza

2019

Wprowadzenie……………………………………………………………………………...…3

1. Część technologiczna……………………………………………………6

1.1 Ogólna charakterystyka rud wolframu………………………………….6

1.2 Ocena ekonomiczna rudy wolframu……………………………10

1. Schemat technologiczny wzbogacania rud wolframu na przykładzie Primorskiego Zakładu Górniczo-Przetwórczego………………………………………………………..……11

2. Odwadnianie produktów wzbogacania………………………………………17

2.1. Istota procesów odwadniania…………………………………..….17

2.2. Wirowanie…………………………………………………..…….24

3. Organizacja bezpiecznych warunków pracy………………………………….30

3.1. Wymagania dotyczące tworzenia bezpiecznych warunków pracy w miejscu pracy………………………………………………………..…...30

3.2. Wymagania dotyczące zachowania bezpieczeństwa w miejscu pracy….…..32

3.3. Wymagania bezpieczeństwa dla pracowników przedsiębiorstwa………32

Zakończenie………………………………………………………………………………….…..…..34

Wykaz źródeł i wykorzystanej literatury…………………....…...36

Wstęp

Wzbogacanie mineralne - Jest to branża zajmująca się przetwórstwem minerałów stałych z zamiarem uzyskania koncentratów, czyli tzw. produkty, których jakość przewyższa jakość surowców pierwotnych i spełniają warunki ich dalszego wykorzystania w gospodarce narodowej.Minerały są podstawą gospodarki narodowej i nie ma branży, w której nie wykorzystuje się minerałów lub produktów ich przetworzenia.

Jednym z tych minerałów jest wolfram, metal o unikalnych właściwościach. Ma najwyższe temperatury wrzenia i topnienia spośród metali, mając jednocześnie najniższy współczynnik rozszerzalności cieplnej. Ponadto jest to jeden z najtwardszych, najcięższych, najbardziej stabilnych i gęstych metali: gęstość wolframu jest porównywalna z gęstością złota i uranu i 1,7 razy większa niż ołowiu.Głównymi minerałami wolframu są scheelit, hübnerite i wolframit. W zależności od rodzaju minerałów rudy można podzielić na dwa typy; scheelit i wolframit. Podczas przetwarzania rud zawierających wolfram, grawitacyjnych, flotacyjnych, magnetycznych, a także elektrostatycznych,metody hydrometalurgiczne i inne.

W ostatnie lata Powszechnie stosowane są twarde stopy metalowo-ceramiczne na bazie węglika wolframu. Stopy takie stosowane są jako noże, do produkcji wierteł, matryc do ciągnienia drutu na zimno, matryc, sprężyn, części narzędzi pneumatycznych, zaworów silników spalinowych, żaroodpornych części mechanizmów pracujących w wysokich temperaturach. Napawane twarde stopy (stelity), składające się z wolframu (3-15%), chromu (25-35%) i kobaltu (45-65%) z niewielką ilością węgla, służą do powlekania szybko zużywających się części mechanizmów (turbin lemiesze, sprzęt koparki itp.). Do produkcji stosuje się stopy wolframu z niklem i miedzią ekrany ochronne z promieni gamma w medycynie.

Wolfram metaliczny stosowany jest w elektrotechnice, radiotechnice, inżynierii rentgenowskiej: do produkcji żarników w lampach elektrycznych, grzejników do wysokotemperaturowych pieców elektrycznych, antykatod i katod lamp rentgenowskich, elektrycznych urządzeń próżniowych i wielu innych. Związki wolframu stosowane są jako barwniki, do nadawania tkaninom ognioodporności i wodoodporności, w chemii - jako wrażliwy odczynnik na alkaloidy, nikotynę, białka oraz jako katalizator w produkcji wysokooktanowej benzyny.

Wolfram jest również szeroko stosowany w produkcji sprzętu wojskowego i kosmicznego (płyty pancerne, wieże czołgów, lufy karabinów i dział, rdzenie rakiet itp.).

Struktura zużycia wolframu na świecie stale się zmienia. W niektórych gałęziach przemysłu jest zastępowany innymi materiałami, jednak pojawiają się nowe obszary jego zastosowania. Tak więc w pierwszej połowie XX wieku aż 90% wolframu wydano na stale stopowe. Obecnie w branży dominuje produkcja węglika wolframu i to coraz częściej ważny nabywa zastosowanie wolframu metalicznego. Ostatnio otwierają się nowe możliwości wykorzystania wolframu jako materiału przyjaznego dla środowiska. Wolfram może zastąpić ołów w produkcji różnych amunicji, a także znaleźć zastosowanie w produkcji Wyposażenie sportowe, w szczególności kije i piłki golfowe. Prace rozwojowe w tych obszarach prowadzone są w USA. W przyszłości wolfram powinien zastąpić zubożony uran w produkcji amunicji duży kaliber. W latach 70., kiedy ceny wolframu wynosiły około 170 dolarów. dla 1% zawartości WO 3 na 1 tonę produktu Stany Zjednoczone, a następnie niektóre kraje NATO zastąpiły wolfram zubożonym uranem w ciężkiej amunicji, która przy tych samych parametrach technicznych była znacznie tańsza.

Wolfram jako pierwiastek chemiczny należy do grupy metali ciężkich i z punktu widzenia ochrony środowiska zaliczany jest do umiarkowanie toksycznych (klasa II-III). Obecnie źródłem zanieczyszczenia środowiska wolframem są procesy poszukiwania, wydobycia i przetwarzania (wzbogacanie i metalurgia) surowców mineralnych zawierających wolfram. W wyniku przetwarzania takimi źródłami są niewykorzystane odpady stałe, ścieki i drobne cząstki pyłu zawierające wolfram. Podczas wzbogacania rud wolframu powstają odpady stałe w postaci hałd i różnych odpadów poflotacyjnych. Ścieki Zakłady przetwórcze reprezentowane są przez zrzuty odpadów poflotacyjnych, które wykorzystuje się jako wodę zawracaną do obiegu w procesach mielenia i flotacji.

Cel ukończenia studiów praca kwalifikacyjna : uzasadnij schemat technologiczny wzbogacania rud wolframu na przykładzie Primorsky GOK oraz istotę procesów odwadniania w tym schemacie technologicznym.

Wstęp

1 . Znaczenie technogennych surowców mineralnych

1.1. Surowce mineralne przemysłu rudowego Federacji Rosyjskiej i podprzemysłu wolframu

1.2. Technogeniczne formacje mineralne. Klasyfikacja. Potrzeba użycia

1.3. Technogeniczna formacja mineralna Dzhida VMC

1.4. Cele i zadania badania. Metody badawcze. Przepisy na obronę

2. Badanie składu materiałowego i właściwości technologicznych nieświeżych odpadów poflotacyjnych z MMC Dzhidinsky

2.1. Badania geologiczne i ocena dystrybucji wolframu

2.2. Skład materiałowy surowców mineralnych

2.3. Właściwości technologiczne surowców mineralnych

2.3.1. Cieniowanie

2.3.2. Badanie możliwości radiometrycznego rozdziału surowców mineralnych w rozmiarze wyjściowym

2.3.3. Analiza grawitacyjna

2.3.4. Analiza magnetyczna

3. Opracowanie schematu technologicznego

3.1. Badania technologiczne różnych urządzeń grawitacyjnych do wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych różnej wielkości

3.2. Optymalizacja ogólnego schematu przetwarzania odpadów

3.3. Badania pilotażowe opracowanego schematu technologicznego wzbogacania odpadów ogólnych i zakładu przemysłowego

Wprowadzenie do pracy

Nauki o przeróbce minerałów mają na celu przede wszystkim opracowanie podstaw teoretycznych procesów separacji minerałów i budowę aparatury przetwórczej, ujawnienie zależności pomiędzy wzorcami rozmieszczenia składników a warunkami separacji w produktach przerobu w celu zwiększenia selektywności i szybkość separacji, jej efektywność i ekonomiczność oraz bezpieczeństwo środowiskowe.

Pomimo znaczne rezerwy zasobów mineralnych i zmniejszenie ich zużycia w ostatnich latach, jednym z nich jest wyczerpywanie się zasobów mineralnych najważniejsze problemy w Rosji. Złe wykorzystanie technologii oszczędzających zasoby przyczynia się do dużych strat minerałów podczas wydobycia i wzbogacania surowców.

Analiza rozwoju urządzeń i technologii przeróbki minerałów na przestrzeni ostatnich 10-15 lat wskazuje na znaczące osiągnięcia krajowej nauki podstawowej w zakresie poznania podstawowych zjawisk i wzorców rozdziału kompleksów mineralnych, co pozwala na tworzenie wysokowydajne procesy i technologie pierwotnego przerobu rud o złożonym składzie, a co za tym idzie, zapewnienie przemysłowi metalurgicznemu niezbędnego asortymentu i jakości koncentratów. Jednocześnie w naszym kraju, w porównaniu z rozwiniętymi krajami zagranicznymi, nadal występuje znaczne opóźnienie w rozwoju bazy maszynowej do produkcji głównych i pomocniczych urządzeń do wzbogacania, pod względem jakości, metalochłonności, energochłonności i odporność na zużycie.

Dodatkowo, ze względu na wydziałową przynależność przedsiębiorstw górniczo-przetwórczych, surowce złożone przetwarzano wyłącznie z uwzględnieniem niezbędnych potrzeb przemysłu na konkretny metal, co skutkowało nieracjonalnym wykorzystaniem naturalnych surowców mineralnych i zwiększonymi kosztami składowania odpadów. Aktualnie zgromadzone

ponad 12 miliardów ton odpadów, których zawartość cennych składników w niektórych przypadkach przewyższa ich zawartość w złożach naturalnych.

Oprócz powyższych negatywnych tendencji, od lat 90-tych sytuacja środowiskowa w przedsiębiorstwach wydobywczych i przetwórczych uległa gwałtownemu pogorszeniu (w wielu regionach zagrażając istnieniu nie tylko fauny i flory, ale także człowieka), następuje postępujący spadek produkcja rud metali nieżelaznych i żelaznych, surowców górniczych i chemicznych, pogorszenie jakości przerabianych rud i w konsekwencji zaangażowanie w przeróbkę rud trudnoobrabialnych o złożonym składzie materiałowym, charakteryzujących się niska zawartość cennych składników, dobre rozprowadzenie i podobne właściwości technologiczne minerałów. Tak więc w ciągu ostatnich 20 lat zawartość metali nieżelaznych w rudach spadła 1,3-1,5 razy, żelaza 1,25 razy, złota 1,2 razy, udział trudnych rud i węgla wzrósł z 15% do 40% całkowitej masy surowców dostarczonych do wzbogacenia.

Wpływ człowieka na środowisko naturalne w procesie działalności gospodarczej nabiera obecnie charakteru globalnego. Pod względem skali wydobywanych i transportowanych skał, przekształceń rzeźby, wpływu na redystrybucję i dynamikę skał powierzchniowych i wody gruntowe, aktywacja transferu geochemicznego itp. ta aktywność jest porównywalna z procesy geologiczne.

Bezprecedensowa skala wydobywanych zasobów mineralnych prowadzi do ich szybkiego wyczerpywania się, gromadzenia się dużych ilości odpadów na powierzchni Ziemi, w atmosferze i hydrosferze, stopniowej degradacji krajobrazów przyrodniczych, zmniejszania się różnorodności biologicznej i spadku potencjału przyrodniczego terytoriów i ich funkcji podtrzymujących życie.

Składowiska odpadów po przeróbce rudy są obiektami o podwyższonym zagrożeniu dla środowiska ze względu na swoje właściwości negatywny wpływ na zbiorniku powietrznym, wodach gruntowych i powierzchniowych, pokrywie glebowej na rozległych obszarach. Oprócz tego składowiska odpadów poflotacyjnych są słabo zbadanymi złożami technogennymi, których wykorzystanie umożliwi pozyskanie dodatkowych

źródeł rud i surowców mineralnych przy znaczącym ograniczeniu skali zaburzeń środowiska geologicznego w regionie.

Wytwarzanie wyrobów ze złóż technogenicznych jest z reguły kilkukrotnie tańsze niż ze specjalnie wydobywanych w tym celu surowców i charakteryzuje się szybkim zwrotem inwestycji. Jednakże złożony skład chemiczny, mineralogiczny i granulometryczny odpadów poflotacyjnych, a także szeroka gama zawartych w nich minerałów (od składników głównych i towarzyszących po najprostsze materiały budowlane) utrudnia obliczenie całkowitego efektu ekonomicznego ich przerobu i określenie indywidualne podejście do oceny każdego składowiska odpadów.

W rezultacie w chwili obecnej pomiędzy zmianą charakteru pojawiło się wiele nierozwiązywalnych sprzeczności baza surowców mineralnych, tj. konieczność włączenia do przerobu rud trudnoobrabialnych i złóż technogennych, pogarszająca się sytuacja ekologiczna w rejonach górniczych oraz stan technologii, technologii i organizacji pierwotnego przerobu surowców mineralnych.

Zagadnienie wykorzystania odpadów ze wzbogacania metali polimetalicznych, zawierających złoto i metali rzadkich ma zarówno aspekt ekonomiczny, jak i środowiskowy.

W osiągnięciu obecnego poziomu rozwoju teorii i praktyki przetwarzania odpadów poflotacyjnych ze wzbogacania rud metali nieżelaznych, rzadkich i szlachetnych, V.A. Chanturia, V.Z. Kozin, V.M. Awdochin, SB. Leonow, Los Angeles Barski, A.A. Abramow, V.I. Karmazin, SI. Mitrofanow i inni.

Ważny element ogólnej strategii przemysłu rudowego, m.in. wolframu, to zwiększone wykorzystanie odpadów z przerobu rudy jako dodatkowego źródła rud i surowców mineralnych, przy znaczącym zmniejszeniu skali zaburzeń środowiska geologicznego w regionie i negatywnego wpływu na wszystkie komponenty środowiska.

W zakresie zagospodarowania odpadów z przerobu rud najważniejsze jest szczegółowe badanie mineralogiczne i technologiczne każdego specyfiku

indywidualnego złoża technogennego, którego rezultaty pozwolą na zagospodarowanie efektywnego i przyjaznego dla środowiska bezpieczna technologia rozwój przemysłowy dodatkowego źródła rud i surowców mineralnych.

Problematyka poruszona w pracy doktorskiej została rozwiązana zgodnie z kierunkiem naukowym Wydziału Przeróbki Minerałów i Inżynierii Środowiska Państwa Irkuckiego Uniwersytet Techniczny na temat „Badania podstawowe i technologiczne w zakresie przerobu surowców mineralnych i technogennych w celu ich zintegrowanego wykorzystania, z uwzględnieniem problemów środowiskowych w złożonych układach przemysłowych” oraz temat x/d nr 118 „Badania nad wzbogacaniem nieświeżych odpadów poflotacyjnych z WMC Dżida.”

Cel pracy- naukowo uzasadniać, rozwijać i testować
racjonalne metody technologiczne wzbogacania nieświeżych produktów

W pracy rozwiązano następujące zadania:

Ocenić rozkład wolframu w całej przestrzeni magistrali
technogeniczna edukacja WMC Dżida;

zbadać skład materiałowy nieświeżych odpadów poflotacyjnych WMC Dzhizhinsky;

zbadać kontrast nieświeżych odpadów poflotacyjnych w pierwotnym rozmiarze pod względem zawartości W i S (II);

zbadanie wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych VMC Dzhida w różnych rozmiarach;

określić możliwość zastosowania wzbogacania magnetycznego w celu poprawy jakości surowych koncentratów zawierających wolfram;

optymalizacja schematu technologicznego wzbogacania surowców technogennych ogólnego zakładu przetwarzania odpadów WMC Dzhida;

przeprowadzić badania pilotażowe opracowanego schematu ekstrakcji W z nieświeżych odpadów DVMC;

Opracowanie schematu połączeń urządzeń do przemysłowego przetwarzania nieświeżych odpadów poflotacyjnych z VMC Dzhida.

Do przeprowadzenia badań wykorzystano reprezentatywną próbkę technologiczną odpadów poflotacyjnych z WMC Dżida.

Przy rozwiązywaniu sformułowanych problemów wykorzystano m.in metody badawcze: metody spektralne, optyczne, chemiczne, mineralogiczne, fazowe, grawitacyjne i magnetyczne badania składu materiałowego i właściwości technologicznych wyjściowych surowców mineralnych i produktów wzbogacania.

Do obrony zgłaszane są: podstawowe zasady naukowe:

Ustalono wzorce rozmieszczenia początkowych technogenicznych surowców mineralnych i wolframu według klas wielkości. Wykazano potrzebę pierwotnej (wstępnej) klasyfikacji ze względu na wielkość 3 mm.

Ustalono charakterystykę ilościową nieświeżych odpadów poflotacyjnych z kopalni Dzhidinsky VMC pod względem zawartości WO3 i siarki siarczkowej. Udowodniono, że wyjściowe surowce mineralne należą do kategorii rud niekontrastujących. Stwierdzono wiarygodną i wiarygodną korelację pomiędzy zawartością WO3 i S(II).

Ustalono ilościowe wzorce wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych z VMC Dzhida. Udowodniono, że dla materiału wyjściowego o dowolnej wielkości skuteczna metoda Ekstrakcja W jest wzbogacaniem grawitacyjnym. Wyznaczono prognozowane wskaźniki technologiczne wzbogacania grawitacyjnego wyjściowych surowców mineralnych V o różnych rozmiarach.

Ustalono ilościowe wzorce rozkładu nieświeżych odpadów poflotacyjnych VMC Dzhida na frakcje o różnej specyficznej podatności magnetycznej. Udowodniono, że skuteczność sekwencyjnego stosowania separacji magnetycznej i odśrodkowej poprawia jakość szorstkich produktów zawierających W. Zoptymalizowano technologiczne sposoby separacji magnetycznej.

Skład materiałowy surowców mineralnych

Podczas badania składowiska wtórnego (EDT) pobrano 35 próbek bruzdowych z dołów i polan wzdłuż zboczy składowisk; łączna długość bruzd wynosi 46 m. ​​Doły i polany zlokalizowane są w 6 liniach poszukiwawczych, oddalonych od siebie o 40-100 m; Odległość pomiędzy wyrobiskami (polanami) w liniach poszukiwawczych wynosi od 30-40 do 100-150 m. Badano wszystkie odmiany litologiczne piasków. Próbki analizowano pod kątem zawartości W03 i S(II). Na tym obszarze pobrano 13 próbek z wyrobisk o głębokości 1,0 m. Odległość między liniami wynosi około 200 m, między wyrobiskami – od 40 do 100 m (w zależności od rozmieszczenia tego samego typu warstwy litologicznej). Wyniki analiz próbek pod kątem zawartości WO3 i siarki podano w tabeli. 2.1. Tabela 2.1 - Zawartość WO3 i siarki siarczkowej w prywatnych próbkach CAS Można zauważyć, że zawartość WO3 waha się w granicach 0,05-0,09%, za wyjątkiem próbki M-16, wybranej z piasków szarych średnioziarnistych. W tej samej próbce stwierdzono wysokie stężenia S(II) – 4,23% i 3,67%. W poszczególnych próbach (M-8, M-18) stwierdzono wysoką zawartość siarczanu S (20-30% zawartości siarki ogólnej). W górnej części składowiska odpadów zrzutowych awaryjnego pobrano 11 próbek różnych odmian litologicznych. Zawartość WO3 i S(II) w zależności od pochodzenia piasków waha się w szerokim zakresie: odpowiednio od 0,09 do 0,29% i od 0,78 do 5,8%. Podwyższona zawartość WO3 jest typowa dla piasków średnio- i gruboziarnistych. Zawartość S(VI) stanowi 80 - 82% zawartości S ogółem, lecz w poszczególnych próbkach, przeważnie o niskiej zawartości trójtlenku wolframu i siarki ogólnej, spada do 30%.

Zasoby złoża można zaliczyć do zasobów kategorii Pj (patrz tabela 2.2). W górnej części długość wykopu waha się w szerokim zakresie: od 0,7 do 9,0 m, dlatego też średnią zawartość kontrolowanych składników oblicza się biorąc pod uwagę parametry jam. Naszym zdaniem na podstawie podanych charakterystyk, biorąc pod uwagę skład nieświeżych odpadów poflotacyjnych, ich konserwację, warunki występowania, zanieczyszczenie odpadami bytowymi, zawartość WO3 w nich oraz stopień utlenienia siarki, tylko górna część zrzutu awaryjnego odpady poflotacyjne o zasobach 1,0 miliona mogą być przedmiotem zainteresowania przemysłowego. ton piasku i 1330 ton WO3 o zawartości WO3 0,126%. Ich lokalizacja w bliskiej odległości od projektowanej stacji wzbogacania (250-300 m) sprzyja ich transportowi. Dolna część Odpady poflotacyjne zrzutów awaryjnych podlegają unieszkodliwianiu w ramach programu rekultywacji środowiska miasta Zakamensk.

Z terenu złoża pobrano 5 próbek. Odstęp pomiędzy punktami poboru próbek wynosi 1000-1250 m. Próbki pobierano z całej grubości warstwy i analizowano na zawartość WO3, Btot i S(II) (patrz tabela 2.3). Tabela 2.3 – Zawartość WO3 i siarki w prywatnych próbkach ATO Z wyników analizy jasno wynika, że ​​zawartość WO3 jest niska i waha się od 0,04 do 0,10%. Średnia zawartość S(II) wynosi 0,12% i nie ma praktycznego znaczenia. Przeprowadzone prace nie pozwalają na uznanie składowiska odpadów aluwialnych jako potencjalnego obiektu przemysłowego. Jednakże, jako źródło zanieczyszczenia środowiska, formacje te należy unieszkodliwić. Eksplorację głównego składowiska odpadów (MTD) przeprowadzono wzdłuż równoległych linii poszukiwawczych zorientowanych na azymut 120 i oddalonych od siebie o 160 – 180 m. Linie poszukiwawcze są zorientowane w poprzek miejsca uderzenia tamy i rurociągu szlamowego, którym zrzucano odpady poflotacyjne, zdeponowane równolegle do korony tamy. Tym samym linie poszukiwawcze przebiegały także w poprzek pokładu złóż technogenicznych. Wzdłuż linii poszukiwawczych spychacz wbił rowy na głębokość 3-5 m, z których wykonano doły na głębokość od 1 do 4 m. Głębokość rowów i dołów była ograniczona statecznością ścian wyrobisk . Doły w rowach wykonano na głębokości 20 – 50 m w środkowej części złoża i na głębokości 100 m – na południowo-wschodnim zboczu, na terenie dawnego osadnika (obecnie wyschniętego), od jaką wodę dostarczano do zakładów przetwórczych w trakcie funkcjonowania zakładu.

Powierzchnia OTO wzdłuż granicy dystrybucyjnej wynosi 1015 tys. m (101,5 ha); w osi długiej (wzdłuż doliny rzeki Barun-Naryn) rozciąga się na 1580 m, w kierunku poprzecznym (w pobliżu zapory) jej szerokość wynosi 1050 m. Na tym obszarze wykonano 78 dołów z wcześniej utworzonych rowów pięć głównych linii poszukiwawczych. W rezultacie jeden wykop oświetla obszar 12 850 m, co odpowiada średniej sieci o wymiarach 130 x 100 m. W środkowej części pola, reprezentowanej przez piaski o różnym uziarnieniu, w obszarze, w którym na obszarze znajdują się linie gnojowicy. m (52% powierzchni TMO), 58 kopalni i 1 studnia (75% wszystkich wyrobisk); Powierzchnia sieci poszukiwawczej wynosiła średnio 90x100 m2. Na skrajnie południowo-wschodnim zboczu, na terenie dawnego osadnika w rejonie rozwoju drobnoziarnistych osadów – mułów, wykonano 12 dołów (15% całości), charakteryzujących się powierzchnią ​około 370 tys. m (37 proc Całkowita powierzchnia złoże technogeniczne); średnia powierzchnia sieci wynosiła tutaj 310x100 m2. W rejonie przejścia piasków niejednorodnych w iły złożone z piasków pylastych, na powierzchni około 115 tys. m (11% powierzchni złoża technogenicznego) wykonano 8 dołów (10% liczba wyrobisk w złożu technogenicznym), a średnia powierzchnia sieci poszukiwawczej wyniosła 145x100 m. Średnia długość badanego odcinka na złożu technogenicznym wynosi 4,3 m, w tym dla piasków różnoziarnistych – 5,2 m, piasków pylastych. - 2,1 m, muł - 1,3 m. Wzniesienia bezwzględne współczesnej rzeźby powierzchniowej złoża technogenicznego na badanych odcinkach wahają się od 1110 - 1115 m w pobliżu wierzchołka zapory do 1146 - 148 m w części środkowej i 1130 m. -1135 m na południowo-wschodnim skrzydle. Ogółem zbadano 60 - 65% pojemności złoża technogenicznego. Rowy, doły, rozbiórki i pochówki udokumentowano w M 1:50 -1:100 i zbadano bruzdą o przekroju 0,1x0,05 m2 (1999 r.) i 0,05x0,05 m2 (2000 r.). Długość próbek bruzdowych wynosiła 1 m, a ich masa w 1999 r. wynosiła 10–12 kg. i 4 - 6 kg w 2000 r. Całkowita długość badanych odcinków w liniach poszukiwawczych wyniosła ogółem 338 m, biorąc pod uwagę obszary wyszczególnienia i poszczególne odcinki poza siecią – 459 m. Masa pobranych próbek wyniosła 5 ton.

Próbki wraz z paszportem (charakterystyka skały, numer próbki, produkcja i wykonawca) zostały zapakowane w plastikowe, a następnie materiałowe torby i przesłane do RAC Republiki Buriacji, gdzie zostały zważone, wysuszone, poddane analizie pod kątem zawartości z W03 i S(II) zgodnie z metodami NS AM. Dokładność analiz potwierdza porównywalność wyników próbek zwykłych, grupowych (analizy RAC) i technologicznych (analizy TsNIGRI i VIMS). Wyniki analizy prywatnych próbek technologicznych pobranych w OTO przedstawiono w Załączniku 1. Składowisko główne (OTO) i dwa składowiska wtórne (KhAT i ATO) VMC Dzhida porównano statystycznie pod względem zawartości WO3 za pomocą t-Studenta badanie (patrz dodatek 2). Z prawdopodobieństwem ufności 95% stwierdzono: - brak istotnej statystycznej różnicy w zawartości WO3 pomiędzy prywatnymi próbkami odpadów poflotacyjnych; - średnie wyniki badań OTO na zawartość WO3 w latach 1999 i 2000. należą do tej samej populacji ogólnej. W konsekwencji skład chemiczny głównego zbiornika osadowego zmienia się w nieznacznym stopniu w czasie pod wpływem wpływów zewnętrznych. Wszystkie ogólne rezerwy odpadów mogą być przetwarzane przy użyciu jednej technologii.; - średnie wyniki poboru próbek składowisk głównych i bocznych pod względem zawartości WO3 znacznie się od siebie różnią. W związku z tym, aby wykorzystać surowce mineralne z odpadów ubocznych, niezbędny jest rozwój lokalnej technologii wzbogacania.

Właściwości technologiczne surowców mineralnych

Na podstawie składu ziarnistego osady dzieli się na trzy typy osadów: piaski heterogeniczne; piaski muliste (muliste); muły Pomiędzy tego typu osadami zachodzą stopniowe przejścia. Wyraźniejsze granice obserwuje się w grubości przekroju. Są one spowodowane naprzemiennością osadów o różnym składzie ziarnowym, różnej barwie (od ciemnozielonej do jasnożółtej i szarej) oraz różnym składzie materiałowym (część niemetaliczna kwarcowo-skaleniowa i siarczkowa z magnetytem, ​​hematytem, ​​wodorotlenkami żelaza i manganu). Na całej grubości jest warstwowo – od drobnej do grubo warstwowej; ta ostatnia jest bardziej typowa dla gruboziarnistych odmian osadów lub warstw o ​​znacznej mineralizacji siarczkowej. Drobnoziarniste (frakcje mułowe, mułowe lub warstwy złożone z materiałów o ciemnej barwie – amfibol, hematyt, getyt) tworzą zazwyczaj cienkie (kilkucentymetrowe) warstwy. Występowanie osadów na całej miąższości ma charakter subhoryzontalny z dominującym spadkiem 1-5 w kierunkach północnych. Piaski o różnych ziarnach znajdują się w północno-zachodniej i środkowej części OTO, co wynika z ich sedymentacji w pobliżu źródła zrzutu - rurociągu miazgi. Szerokość pasma piasków różnoziarnistych wynosi 400-500 m; wzdłuż uderzenia zajmują całą szerokość doliny - 900-1000 m. Kolor piasków jest szaro-żółty, żółto-zielony. Skład ziarnisty jest zmienny - od odmian drobnoziarnistych do gruboziarnistych aż do soczewek żwirowych o grubości 5-20 cm i długości do 10-15 m. Piaski pylaste (pylaste) wyróżniają się w postaci warstwy 7-10 m (grubość pozioma, wychodnia 110-120 m ). Leżą pod niejednorodnymi piaskami. W przekroju poprzecznym reprezentują one formację warstwową o szarej, zielonkawo-szarej barwie z naprzemiennymi drobnoziarnistymi piaskami i warstwami mułów. Objętość mułów na odcinku piasków pylastych zwiększa się w kierunku południowo-wschodnim, gdzie iły stanowią główną część odcinka.

Muły tworzą południowo-wschodnią część OTO i są reprezentowane przez drobniejsze cząstki odpadów wzbogacających o kolorze ciemnoszarym, ciemnozielonym, niebiesko-zielonym z warstwami szaro-żółtego piasku. Główną cechą ich struktury jest bardziej jednolita, bardziej masywna faktura z rzadszym i mniej wyraźnie określonymi warstwami. Muły są podszyte piaskami pylastymi i zalegają na dnie koryta – osady aluwialno-deluwialne. Charakterystykę granulometryczną surowców mineralnych OTO z rozkładem złota, wolframu, ołowiu, cynku, miedzi, fluorytu (wapnia i fluoru) według klas wielkości podano w tabeli. 2.8. Według analizy granulometrycznej większość materiału próbki OTO (około 58%) ma wielkość cząstek -1 + 0,25 mm, 17% to cząstki grube (-3 + 1 mm) i małe (-0,25 + 0,1) mm . Udział materiału o uziarnieniu mniejszym niż 0,1 mm wynosi około 8%, z czego połowa (4,13%) to materiał klasy szlamowej – 0,044 + 0 mm. Wolfram charakteryzuje się niewielkimi wahaniami zawartości w klasach wielkości od -3 +1 mm do -0,25+0,1 mm (0,04-0,05%) i gwałtownym wzrostem (do 0,38%) w klasie wielkości -0,1+0,044 mm . W klasie zawiesiny -0,044+0 mm zawartość wolframu jest obniżona do 0,19%. Nagromadzenie hübnerytu występuje tylko w materiale drobnowymiarowym, czyli w klasie -0,1 + 0,044 mm. Zatem 25,28% wolframu koncentruje się w klasie -0,1+0,044 mm przy wydajności tej klasy około 4% i 37,58% w klasie -0,1+0 mm przy wydajności tej klasy 8,37%. Histogramy różniczkowe i całkowe rozkładu cząstek surowców mineralnych GTO według klas wielkościowych oraz histogramy bezwzględne i rozkład względny W według klas wielkości surowców mineralnych GTO przedstawiono na rys. 2.2. i 2.3. W tabeli W tabeli 2.9 przedstawiono dane dotyczące rozprzestrzenienia hübnerytu i scheelitu w surowcu mineralnym OTO o pierwotnym uziarnieniu i rozdrobnionym do - 0,5 mm.

W klasie wyjściowych surowców mineralnych -5+3 mm nie występują ziarna pobnerytu i scheelitu oraz przerosty. W klasie -3+1 mm zawartość wolnych ziaren scheelitu i hübnerytu jest dość duża (odpowiednio 37,2% i 36,1%). W klasie -1+0,5 mm obie mineralne formy wolframu występują w niemal równych ilościach, zarówno w postaci wolnych ziaren, jak i w postaci przerostów. W klasach cienkich -0,5+0,25, -0,25+0,125, -0,125+0,063, -0,063+0 mm zawartość wolnych ziaren scheelitu i hübnerytu jest znacznie większa od zawartości przerostów (zawartość przerostów waha się od 11,9 do Graniczna jest klasa wielkości -1+0,5 mm, w której zawartość wolnych ziaren szeelitu i hübnerytu oraz ich przerostów jest prawie taka sama. Na podstawie danych w tabeli. 2.9 można stwierdzić, że konieczna jest klasyfikacja odwapnionych surowców mineralnych OTO według wielkości cząstek 0,1 mm i oddzielnego wzbogacania uzyskanych klas. Z klasy dużej konieczne jest rozdzielenie ziaren wolnych na koncentrat, a odpady zawierające sploty należy poddać dalszemu rozdrobnieniu. Rozdrobnione i odszlamowane odpady poflotacyjne należy połączyć z odszlamioną klasą -0,1+0,044 wyjściowych surowców mineralnych i poddać II operacji grawitacyjnej w celu wydobycia drobnych ziaren szeelitu i pobnerytu do produktu pośredniego.

2.3.2 Badanie możliwości separacji radiometrycznej surowców mineralnych w wielkości pierwotnej Separacja radiometryczna to proces separacji wielkoodcinkowej rud według zawartości cennych składników, oparty na selektywnym działaniu różnych rodzajów promieniowania na właściwości minerałów i pierwiastki chemiczne. Znanych jest ponad dwadzieścia metod wzbogacania radiometrycznego; najbardziej obiecujące z nich to radiometria rentgenowska, luminescencja rentgenowska, rezonans radiowy, fotometryczna, autoradiometryczna i absorpcja neutronów. Stosując metody radiometryczne, rozwiązuje się następujące problemy: wyzwania technologiczne: wstępne wzbogacanie poprzez usunięcie skały płonnej z rudy; dobór odmian technologicznych, odmian z późniejszym wzbogacaniem według odrębnych schematów; dobór produktów nadających się do obróbki chemicznej i metalurgicznej. Ocena wzbogacenia radiometrycznego obejmuje dwa etapy: badanie właściwości rud i oznaczanie eksperymentalne wskaźniki technologiczne wzbogacenie. W pierwszym etapie badane są podstawowe właściwości: zawartość składników cennych i szkodliwych, rozkład wielkości cząstek, jedno- i wieloskładnikowy kontrast rudy. Na tym etapie ustala się zasadniczą możliwość zastosowania wzbogacenia radiometrycznego, wyznacza maksymalne wskaźniki separacji (na etapie badania kontrastu), dobiera metody i charakterystyki separacji, ocenia ich skuteczność, określa teoretyczne wskaźniki separacji oraz podstawowy opracowano schemat wzbogacenia radiometrycznego z uwzględnieniem cech późniejszej technologii przetwarzania. W drugim etapie określa się tryby i praktyczne wyniki separacji, przeprowadza się wielkoskalowe badania laboratoryjne schematu wzbogacania radiometrycznego oraz opcja racjonalna schematy oparte na porównaniu techniczno-ekonomicznym technologii kombinowanej (z separacją radiometryczną na początku procesu) z technologią podstawową (tradycyjną).

W każdym konkretny przypadek masę, wielkość i liczbę próbek technologicznych ustala się w zależności od właściwości rudy, cech strukturalnych złoża i metod jego eksploracji. Zawartość cennych składników i równomierność ich rozmieszczenia w masie rudy są czynnikami decydującymi o zastosowaniu wzbogacania radiometrycznego. Na wybór metody wzbogacania radiometrycznego wpływa obecność pierwiastków śladowych związanych izomorficznie przydatne minerały a w niektórych przypadkach pełni także rolę wskaźników, a także zawartości szkodliwych zanieczyszczeń, które również można wykorzystać do tych celów.

Optymalizacja ogólnego schematu przetwarzania odpadów

W związku z zaangażowaniem się w przemysłową eksploatację rud niskogatunkowych o zawartości wolframu 0,3-0,4%, w ostatnich latach wprowadzono wielostopniowe kombinowane programy wzbogacania oparte na połączeniu grawitacji, flotacji, separacji magnetycznej i elektrycznej, chemicznego wykańczania koncentraty flotacyjne niskiej jakości itp. stały się powszechne. Specjalny Międzynarodowy Kongres w 1982 roku z San Francisco. Analiza schematów technologicznych istniejących przedsiębiorstw wykazała, że ​​podczas przygotowania rudy rozpowszechniły się różne metody wstępnej koncentracji: sortowanie fotometryczne, wstępne osadzanie, wzbogacanie w ciężkich warunkach, separacja magnetyczna na mokro i na sucho. W szczególności sortowanie fotometryczne jest skutecznie stosowane u jednego z największych dostawców produktów wolframowych - w zakładzie Mount Corbijn w Australii, który przetwarza rudy o zawartości wolframu 0,09% w dużych fabrykach w Chinach - Taishan i Xihuashan.

Do wstępnego zagęszczania składników rudy w mediach ciężkich wykorzystywane są wysokowydajne urządzenia Dinavirpul firmy Sala (Szwecja). Dzięki tej technologii materiał jest klasyfikowany i wzbogacany do klasy +0,5 mm w ciężkim środowisku reprezentowanym przez mieszaninę żelazokrzemu. Niektóre fabryki stosują suchą i mokrą separację magnetyczną jako wstępne zatężanie. I tak, w zakładzie Emerson w USA, do separacji zawartej w rudzie pirotytu i magnetytu stosuje się mokrą separację magnetyczną, a w zakładzie Uyudağ w Turcji klasa - 10 mm poddawana jest mieleniu na sucho i separacji magnetycznej w separatorach o niskich intensywności magnetycznej w celu wyizolowania magnetytu, a następnie wzbogacony w separatorach wysokiego napięcia w celu oddzielenia granatu. Dalsze wzbogacanie obejmuje zagęszczanie stołu, flotograwitację i flotację scheelitu. Przykładem zastosowania wieloetapowych kombinowanych schematów wzbogacania rud wolframu niskiej jakości, zapewniających produkcję wysokiej jakości koncentratów, są schematy technologiczne stosowane w chińskich fabrykach. I tak w fabryce Taishan o wydajności 3000 ton rudy/dzień przetwarzany jest materiał wolframitowo-scheelitowy o zawartości wolframu 0,25%. Ruda pierwotna poddawana jest sortowaniu ręcznemu i fotometrycznemu, przy czym na składowisko usuwa się 55% skały płonnej. Dalsze wzbogacanie odbywa się na maszynach osadzających i stołach zagęszczających. Powstałe surowe koncentraty grawitacyjne są wykańczane metodami flotograwitacyjnymi i flotacyjnymi. Xihuashan, które przetwarza rudę o stosunku wolframitu do scheelitu wynoszącym 10:1, stosuje podobny cykl grawitacyjny. Surowy koncentrat grawitacyjny kierowany jest do flotograwitacji i flotacji, podczas której usuwane są siarczki. Następnie przeprowadza się mokrą separację magnetyczną produktu komory w celu wyizolowania wolframitu i minerałów ziem rzadkich. Frakcja magnetyczna kierowana jest do separacji elektrostatycznej, a następnie flotacji wolframitu. Frakcja niemagnetyczna kierowana jest do flotacji siarczkowej, a odpady poflotacyjne poddawane są separacji magnetycznej w celu wytworzenia koncentratów szeelitu i kasyterytu-wolframitu. Całkowita zawartość WO3 wynosi 65%, a odzysk 85%.

Wzrosło wykorzystanie procesu flotacji w połączeniu z chemicznym wykańczaniem powstałych kiepskich koncentratów. W Kanadzie w zakładzie Mount Pleasant przyjęto technologię flotacji do wzbogacania złożonych rud wolframu i molibdenu, obejmującą flotację siarczków, molibdenitu i wolframitu. W głównej flotacji siarczków odzyskuje się miedź, molibden, ołów i cynk. Koncentrat oczyszcza się, dalej rozdrabnia, paruje i kondycjonuje siarczkiem sodu. Koncentrat molibdenu oczyszcza się i poddaje ługowaniu kwasem. Odpady poflotacyjne siarczkowe poddaje się działaniu fluorku sodu w celu obniżenia minerałów skały płonnej, a wolframit flotuje się kwasem fosforoorganicznym, a następnie otrzymany koncentrat wolframitu ługuje się kwasem siarkowym. W fabryce Kantung (Kanada) proces flotacji scheelitu jest skomplikowany ze względu na obecność talku w rudzie, dlatego wprowadzono cykl flotacji pierwotnej talku, a następnie flotuje się minerały miedzi i pirotyn. Odpady poflotacyjne poddaje się wzbogacaniu grawitacyjnemu w celu wytworzenia dwóch koncentratów wolframu. Odpady grawitacyjne kierowane są do cyklu flotacji scheelitu, a powstały koncentrat flotacyjny jest przetwarzany kwas chlorowodorowy. W fabryce Ixsjöberg (Szwecja) zastąpienie metody flotacji grawitacyjnej metodą czysto flotacyjną umożliwiło otrzymanie koncentratu scheelitu zawierającego 68-70% WO3 z uzyskiem 90% (wg schematu flotacji grawitacyjnej odzysk wynosił 50%). W ostatnim czasie wiele uwagi poświęcono udoskonaleniu technologii ekstrakcji minerałów wolframu z osadów w dwóch głównych obszarach: wzbogacanie grawitacyjne osadów w nowoczesnych wielopokładowych koncentratorach (na wzór wzbogacania osadów zawierających cynę) z późniejszym wykończeniem koncentratu metodą flotacji i wzbogacanie na mokro separatory magnetyczne o dużym natężeniu pola magnetycznego (do osadów wolframitowych).

Przykładem zastosowania technologii kombinowanej są fabryki w Chinach. Technologia obejmuje zagęszczanie osadów do zawartości części stałych 25-30%, flotację siarczkową, wzbogacanie odpadów w separatorach odśrodkowych. Powstały surowy koncentrat (zawartość WO3 24,3% z uzyskiem 55,8%) przesyła się do flotacji wolframitu przy użyciu kwasu fosforoorganicznego jako kolektora. Koncentrat flotacyjny zawierający 45% WO3 poddawany jest mokrej separacji magnetycznej w celu otrzymania koncentratów wolframitu i cyny. Stosując tę ​​technologię, z osadów zawierających 0,3-0,4% WO3 otrzymuje się koncentrat wolframitu o zawartości 61,3% WO3 z uzyskiem 61,6%. Zatem schematy technologiczne wzbogacania rud wolframu mają na celu zwiększenie złożoności wykorzystania surowców i rozdzielenie wszystkich powiązanych cennych składników na niezależne rodzaje produktów. Tak więc w fabryce Kuda (Japonia) podczas wzbogacania rud złożonych uzyskuje się 6 produktów handlowych. W celu określenia możliwości dodatkowej ekstrakcji użytecznych składników ze zwietrzałych odpadów wzbogacających w połowie lat 90-tych. TsNIGRI badał próbkę technologiczną zawierającą 0,1% trójtlenku wolframu. Ustalono, że głównym cennym składnikiem odpadów poflotacyjnych jest wolfram. Zawartość metali nieżelaznych jest dość niska: miedź 0,01-0,03; ołów - 0,09-0,2; cynk -0,06-0,15%, w próbce nie stwierdzono złota i srebra. Badania wykazały, że skuteczna ekstrakcja trójtlenku wolframu będzie wymagała znacznych kosztów ponownego mielenia odpadów poflotacyjnych, a na tym etapie ich udział w przetwarzaniu nie jest obiecujący.

Schemat technologiczny przetwarzania minerałów, obejmujący dwa lub więcej urządzeń, ucieleśnia wszystko cechy charakteru obiekt złożony, a najwyraźniej głównym zadaniem może być optymalizacja schematu technologicznego Analiza systemu. Do rozwiązania tego problemu można zastosować niemal wszystkie omówione wcześniej metody modelowania i optymalizacji. Jednak struktura obwodów koncentratora jest na tyle złożona, że ​​należy rozważyć dodatkowe metody optymalizacyjne. Rzeczywiście, w przypadku obwodu składającego się z co najmniej 10-12 urządzeń trudno jest wdrożyć konwencjonalny eksperyment czynnikowy lub przeprowadzić wielokrotne nieliniowe przetwarzanie statystyczne. Obecnie zarysowuje się kilka sposobów optymalizacji obwodów - ewolucyjna ścieżka uogólnienia zgromadzonych doświadczeń i zrobienia kroku w pomyślnym kierunku zmiany obwodu.

Badania pilotażowe opracowanego schematu technologicznego wzbogacania odpadów ogólnych i zakładu przemysłowego

Badania przeprowadzono w okresie październik-listopad 2003 roku. W trakcie badań w ciągu 24 godzin przerobiono 15 ton wyjściowych surowców mineralnych. Wyniki testów opracowanego schematu technologicznego przedstawiono na rys. 3.4 i 3.5 oraz w tabeli. 3.6. Można zauważyć, że wydajność koncentratu standardowego wynosi 0,14%, zawartość wynosi 62,7%, a odzysk WO3 wynosi 49,875%. Wyniki analizy spektralnej reprezentatywnej próbki otrzymanego koncentratu podano w tabeli. 3.7, potwierdzić, że W-koncentrat III separacji magnetycznej jest standardem i odpowiada klasie KVG (T) GOST 213-73 " Wymagania techniczne(skład, %) na koncentraty wolframu otrzymane z rud zawierających wolfram.” W rezultacie opracowany schemat technologiczny ekstrakcji W z nieświeżych odpadów poflotacyjnych z przerobu rudy WMC Dżida może być rekomendowany do zastosowań przemysłowych, a zwietrzałe odpady poflotacyjne są przekształcane w dodatkowe przemysłowe surowce mineralne WMC Dżida.

Do przemysłowego przerobu nieświeżych odpadów poflotacyjnych z wykorzystaniem opracowanej technologii przy Q = 400 t/h opracowano listę urządzeń podaną w. Do prowadzenia operacji wzbogacania przy uziarnieniu +0,1 mm zaleca się zainstalowanie Separator odśrodkowy KNELSON z ciągłym rozładunkiem koncentratu, natomiast dla klasy wzbogacania odśrodkowego -0,1 mm należy przeprowadzić na separatorze odśrodkowym KNELSON z okresowym rozładunkiem koncentratu. Ustalono zatem, że jak najbardziej efektywny sposób ekstrakcję WO3 z odpadów ogólnych o wielkości cząstek -3+0,5 mm przeprowadza się metodą separacji ślimakowej; z klas wielkościowych -0,5+0,1 i -0,1+0 mm oraz odpady wzbogacające pierwotne rozdrobnione do -0,1 mm - separacja odśrodkowa. Zasadnicze cechy technologii przerobu nieświeżych odpadów poflotacyjnych z VMC Dzhida są następujące: 1. Konieczna jest wąska klasyfikacja nadawy przeznaczonej do wstępnego wzbogacania i wykańczania; 2. Wymagane jest indywidualne podejście przy wyborze metody wzbogacania pierwotnego klas o różnej liczebności; 3. Uzyskanie odpadów poflotacyjnych możliwe jest przy pierwotnym wzbogaceniu najdrobniejszą nadawą (-0,1+0,02mm); 4. Zastosowanie operacji hydrocyklonowych do połączenia operacji odwadniania i separacji frakcji. Drenaż zawiera cząstki o wielkości cząstek -0,02 mm; 5. Kompaktowe rozmieszczenie sprzętu. 6. Rentowność schematu technologicznego (ZAŁĄCZNIK 4), produktem końcowym jest standardowy koncentrat spełniający wymagania GOST 213-73.

Kiselew, Michaił Juriewicz

Władywostok

adnotacja

W artykule omówiono technologie wzbogacania szeelitu i wolframitu.

Technologia wzbogacania rud wolframu obejmuje: wstępne zagęszczanie, wzbogacanie rozdrobnionych produktów wstępnego zagęszczania w celu uzyskania zbiorczych (szorstkich) koncentratów i ich wykańczanie.

Słowa kluczowe

Ruda scheelitu, ruda wolframitu, separacja ciężko-średnia, osadzanie, metoda grawitacyjna, separacja elektromagnetyczna, flotacja.

1. Wprowadzenie 4

2. Wstępne zatężanie 5

3. Technologia wzbogacania rud wolframitu 6

4. Technologia wzbogacania rud scheelitu 9

5. Wniosek 12

Referencje 13

Wstęp

Wolfram jest srebrzystobiałym metalem o dużej twardości i temperaturze wrzenia około 5500°C.

Federacja Rosyjska posiada duże potwierdzone rezerwy. Potencjał rud wolframu szacuje się na 2,6 mln ton trójtlenku wolframu, z czego potwierdzone zasoby wynoszą 1,7 mln ton, co stanowi 35% światowych zasobów.

Zagospodarowane złoża na Terytorium Primorskim: Wostok-2, OJSC Primorsky GOK (1,503%); Lermontovskoye, OJSC Lermontovskaya GRK (2,462%).

Głównymi minerałami wolframu są scheelit, hübnerite i wolframit. W zależności od rodzaju minerałów rudy można podzielić na dwa typy; scheelit i wolframit (huebneryt).

Podczas przetwarzania rud zawierających wolfram stosuje się metody grawitacyjne, flotacyjne, magnetyczne, a także elektrostatyczne, hydrometalurgiczne i inne.

Wstępne stężenie.

Najtańszymi, a zarazem wysoce produktywnymi metodami wstępnego zatężania są metody grawitacyjne, takie jak separacja ciężko-średnia oraz osadzanie.

Ciężka separacja medium pozwala ustabilizować jakość żywności wchodzącej do głównych cykli przetwarzania, wyizolować nie tylko produkt odpadowy, ale także rozdzielić rudę na bogatą rudę grubo rozsianą i słabą drobno rozsianą rudę, które często wymagają zasadniczo różnych schematów przetwarzania, ponieważ różnią się znacznie w składzie materiału. Proces charakteryzuje się największą dokładnością separacji gęstościowej w porównaniu do innych metod grawitacyjnych, co pozwala na wysoki odzysk cennego składnika przy minimalnej wydajności koncentratu. Przy wzbogacaniu rudy w ciężkie zawiesiny wystarczająca jest różnica gęstości wydzielonych kawałków wynosząca 0,1 g/m3. Metodę tę można z powodzeniem stosować w przypadku grubo rozsianych rud wolframitowych i scheelitowo-kwarcowych. Wyniki badań wzbogacania rud wolframu ze złóż Pun-les-Vignes (Francja) i Borralha (Portugalia) w warunkach przemysłowych wykazały, że wyniki uzyskane przy wzbogacaniu w ciężkich zawiesinach są znacznie lepsze niż przy wzbogacaniu wyłącznie na maszynach osadzarskich - do frakcji ciężkiej odzyskano ponad 93% rudy.

Jigging W porównaniu do wzbogacania średnio-ciężkiego wymaga niższych kosztów kapitałowych i pozwala na wzbogacanie materiału w szerokim zakresie gęstości i rozmiarów. Osadzanie zgrubne stało się powszechne we wzbogacaniu grubo i średnio rozproszonych rud, które nie wymagają drobnego mielenia. Stosowanie jigowania jest preferowane przy wzbogacaniu rud węglanowych i krzemianowych złóż skarnowych i żyłowych, natomiast wartość wskaźnika kontrastu rudy wynosi skład grawitacyjny musi przekraczać jeden.

Technologia wzbogacania rud wolframitu

Wysoki ciężar właściwy minerałów wolframowych i gruboziarnista struktura rud wolframitu umożliwiają szerokie zastosowanie procesów grawitacyjnych do ich wzbogacania. Aby uzyskać wysokie wskaźniki technologiczne, konieczne jest połączenie urządzeń o różnych charakterystykach separacji w schemacie grawitacyjnym, w którym każda poprzednia operacja w stosunku do kolejnej jest jakby operacją przygotowawczą, poprawiającą wzbogacenie materiału. Schemat wzbogacanie rud wolframitu przedstawiono na ryc. 1.

Osadzanie stosuje się począwszy od wielkości, od której można odzyskać odpady poflotacyjne. Operację tę stosuje się również do izolowania gruboziarnistych koncentratów wolframu z późniejszym przemieleniem i wzbogaceniem ogonów osadzających. Podstawą wyboru schematu osadzania i wielkości wzbogaconego materiału są dane uzyskane w wyniku rozdzielenia materiału według gęstości o wielkości cząstek 25 mm. Jeżeli rudy są drobno rozdrobnione i wstępne badania wykazały, że wzbogacanie wielkocząsteczkowe i osadzanie są dla nich niedopuszczalne, wówczas rudę wzbogaca się w cienkich strumieniach niosących zawiesinę, do których zalicza się wzbogacanie na separatorach ślimakowych, zsypach strumieniowych, separatorach stożkowych, śluzach, i tabele stężeń. Dzięki etapowemu mieleniu i stopniowemu wzbogacaniu rudy ekstrakcja wolframitu do surowych koncentratów jest pełniejsza. Surowe koncentraty grawitacyjne wolframitu kondycjonuje się według opracowanych schematów, stosując metody wzbogacania na mokro i na sucho.

Bogate koncentraty wolframitu wzbogacane są poprzez separację elektromagnetyczną, a frakcja elektromagnetyczna może być zanieczyszczona blendą żelazno-cynkową, minerałami bizmutowymi i częściowo arsenem (arsenopiryt, skorodyt). Do ich usunięcia stosuje się prażenie magnetyzujące, które zwiększa podatność magnetyczną siarczków żelaza, a jednocześnie szkodliwe dla koncentratów wolframu siarkę i arsen usuwa się w postaci gazowych tlenków. Wolframit (Hübnerite) jest dalej ekstrahowany z osadów metodą flotacji przy użyciu kolektorów kwasów tłuszczowych i dodatku olejów obojętnych. Szorstkie koncentraty grawitacyjne można stosunkowo łatwo doprowadzić do standardowego użycia metody elektryczne wzbogacenie. Flotację i flotację grawitacyjną prowadzi się z doprowadzeniem ksantogenianu i środka spieniającego w środowisku lekko zasadowym lub lekko kwaśnym. Jeżeli koncentraty są zanieczyszczone kwarcem i minerałami lekkimi, to po flotacji oczyszcza się je na stołach stężeniowych.

Powiązana informacja.

Główne wzbogacenie

W przypadku niektórych zakładów wzbogacania, podczas wstępnego wzbogacania, Xinhai najpierw użyje ruchomego przyrządu do przesiewania, a następnie rozpocznie operacje wykańczające.

Wzbogacanie grawitacyjne

W przypadku technologii grawitacyjnej wolframitu firma Xinhai zwykle stosuje proces grawitacyjny, który obejmuje wieloetapowe osadzanie, wielostopniowe przeszlifowanie na stole i średnie przemielenie produktu. Oznacza to, że po drobnym rozdrobnieniu powstają wartościowe rudy, które poprzez klasyfikację przesiewacza wibracyjnego przeprowadzają wieloetapowe osadzanie i wytwarzają gruby piasek z osadzania i grawitacji. Następnie produkty balastowe z osadzania dużej klasy trafiają do młyna dalej mielenie, a produkty balastowe z osadzania małej klasy, poprzez klasyfikacje, trafią do wielostopniowego stołu sortującego, następnie gruboziarnisty piasek jest wytwarzany z grawitacji i ze stołu, następnie odpady poflotacyjne ze stołu trafią do leja odpadowego, do zbiornika. śruta ze stołu jest następnie zawracana do etapu cyklu ponownego mielenia, a gruboziarnisty piasek grawitacyjny z przyrządu i stołu przechodzi do operacji wykańczającej.

Czyszczenie

W operacji wykańczania wolframitu zwykle stosuje się łączoną technologię flotacji i wzbogacania grawitacyjnego lub łączoną technologię flotacji - wzbogacanie grawitacyjne i magnetyczne. Jednocześnie zwraca towarzyszący element.

W operacji wykańczającej zwykle wykorzystuje się łączoną metodę flotacji i stołu wzbogacającego oraz przemywania pirytu siarkowego poprzez flotację. Jednocześnie możemy przystąpić do flotacyjnej separacji pirytów siarkowych. Następnie produkowane są koncentraty wolframitu, jeśli koncentraty wolframitu zawierają scheelit i kasyteryt, wówczas koncentraty wolframitu, koncentraty scheelitu i koncentraty kasyterytu produkowane są poprzez łączną flotację i wzbogacanie grawitacyjne. technologii lub połączonego wzbogacenia technologii flotacji grawitacyjnej i magnetycznej.

Drobna obróbka osadu

Metoda przetwarzania drobnego osadu w Xinhai jest zwykle następująca: najpierw przeprowadza się odsiarczanie, następnie, w zależności od właściwości drobnego osadu i materiału, stosuje się technologię grawitacji, flotacji, wzbogacania magnetycznego i elektrycznego lub kombinowaną technologię wzbogacania kilku technologii służy do zwrotu rudy wolframu, a jednocześnie będzie prowadzić utylizację powiązanych minerałów rudnych.

Praktyczne przykłady

Jako przykład wzięto obiekt wolframitowy z Xinhai; rozkład granulometryczny rudy tej kopalni był niejednorodny, a ruda była bardzo silnie zamulona. Początkowy schemat technologiczny stosowany na instalacji wzbogacania, obejmujący kruszenie wstępne, grawitacyjne i ponowne oczyszczanie, powodował szereg wad technologicznych ogromne straty rudy wolframu małej klasy, wysoka cena wzbogacenia, takie jak zły stan kompleksowych wskaźników wzbogacenia. Aby poprawić status sortowania wolframitu, zakład wzbogacania upoważnił Xinhai do przeprowadzenia zadań związanych z rekonstrukcją techniczną. Po dokładnych badaniach właściwości rudy i technologii wzbogacania tej fabryki, Xinhai zoptymalizowała technologię wzbogacania wolframitu w tej fabryce i dodała technologię przetwarzania drobnego osadu. i ostatecznie uzyskać idealne stopnie wzbogacenia. Wskaźnik wzbogacenia fabryki przed i po transformacji przedstawia się następująco:

Po transformacji znacznie wzrosło wydobycie rudy wolframu. Złagodził wpływ drobnego osadu na proces sortowania wolframitu, osiągnął dobry stopień odzysku, skutecznie poprawił efektywność ekonomiczną fabryki.