Изобретение относится к способу комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд. Способ включает их классификацию на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта и его перечистку. При этом перечистку проводят на винтовом сепараторе с получением чернового вольфрамового концентрата, который подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата, который подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата и сульфидсодержащего продукта. Хвосты винтового сепаратора и концентрационного стола объединяют и подвергают сгущению. При этом полученный после сгущения слив подают на классификацию хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который отправляют на перечистку. Техническим результатом является повышение глубины переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд. 1 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 ил.

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд.

При переработке вольфрамсодержащих руд, как и хвостов их обогащения, используют гравитационные, флотационные, магнитные, а также электростатические, гидрометаллургические и другие способы (см., например, Берт P.O., при участии К.Миллза. Технология гравитационного обогащения. Пер. с англ. - М.: Недра, 1990). Так, для предварительной концентрации полезных компонентов (минерального сырья) применяются фотометрическая и люмометрическая сортировка (например, обогатительные фабрики «Маунт Карбайн», «Кинг Айленд»), обогащение в тяжелых средах (например, португальская фабрика «Панаскуера» и английская фабрика «Хемердан»), отсадка (в особенности бедного сырья), магнитная сепарация в слабомагнитном поле (например, для выделения пирита, пирротина) или высокоинтенсивная магнитная сепарация (для разделения вольфрамита и касситерита).

Для переработки вольфрамсодержащих шламов известно использование флотации, в частности вольфрамита в КНР и на канадской фабрике «Маунт Плисад», причем на некоторых фабриках флотация полностью заменила гравитационное обогащение (например, фабрики «Йокберг», Швеция и «Миттерсил», Австрия).

Известно также использование винтовых сепараторов и винтовых шлюзов для обогащения вольфрамсодержащих руд, старых отвалов, лежалых хвостов, шламов.

Так, например, при переработке старых отвалов вольфрамовой руды на фабрике «Чердояк» (Казахстан) исходный отвальный материал после дробления и измельчения до крупности - 3 мм подвергался обогащению на отсадочных машинах, подрешетный продукт которых перечищался затем на концентрационном столе. Технологическая схема включала также обогащение на винтовых сепараторах, на которых извлекалось 75-77% WO 3 при выходе продуктов обогащения 25-30%. Винтовая сепарация позволила повысить извлечение WO 3 на 3-4% (см., например, Аникин М.Ф., Иванов В.Д., Певзнер М.Л. «Винтовые сепараторы для обогащения руд», Москва, изд-во «Недра», 1970 г., 132 с.).

Недостатками технологической схемы переработки старых отвалов являются высокая нагрузка в голове процесса на операцию отсадки, недостаточно высокое извлечение WO 3 и значительный выход продуктов обогащения.

Известен способ попутного получения вольфрамового концентрата путем переработки хвостов молибденитовой флотации (фабрика «Клаймакс молибденум», Канада). Хвосты, содержащие вольфрам, разделяют с помощью винтовой сепарации на отвальные по вольфраму шламы (легкая фракция), первичный вольфрамит - касситеритовый концентрат. Последний подвергают гидроциклонированию и слив шламов направляют в отвальные хвосты, а песковую фракцию - на флотационное выделение пиритного концентрата с содержанием 50% S (сульфидов) и вывод его в отвальные хвосты. Камерный продукт сульфидной флотации перечищают с помощью винтовой сепарации и/или конусов с получением отвальных пиритсодержащих хвостов и вольфрамит-касситеритового концентрата, который подвергают обработке на концентрационных столах. При этом получают вольфрамит-касситеритовый концентрат и отвальные хвосты. Черновой концентрат после обезвоживания перечищают последовательно путем очистки его от железа с помощью магнитной сепарации, флотационного удаления из него монацита (флотация фосфатов) и затем обезвоживают, сушат, классифицируют и разделяют с помощью стадийной магнитной сепарации на концентрат с содержанием 65% WO 3 после I стадии и 68% WO 3 после II стадии. Также получают немагнитный продукт - оловянный (касситеритовый) концентрат с содержанием ~35% олова.

Этому способу переработки свойственны недостатки - сложность и многостадийность, а также высокая энергоемкость.

Известен способ доизвлечения вольфрама из хвостов гравитационного обогащения (фабрика «Боулдер», США). Хвосты гравитационного обогащения доизмельчают, обесшламливают в классификаторе, пески которого разделяют на гидравлических классификаторах. Полученные классы обогащают раздельно на концентрационных столах. Крупнозернистые хвосты возвращают в цикл измельчения, а тонкие хвосты сгущают и повторно обогащают на шламовых столах с получением готового концентрата, промпродукта, поступающего на доизмельчение, и хвостов, направляемых на флотацию. Концентрат основной флотации подвергают одной перечистке. В исходной руде содержится 0,3-0,5% WO 3 ; извлечение вольфрама достигает 97%, причем около 70% вольфрама извлекается флотацией. Однако содержание вольфрама во флотационном концентрате низкое (около 10% WO 3) (см., Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. Учебник для вузов. М., Недра, 1983, 213 с.)

Недостатками технологической схемы переработки хвостов гравитационного обогащения являются высокая нагрузка в голове процесса на операцию обогащения на концентрационных столах, многооперационность, низкое качество получаемого концентрата.

Известен способ обработки шеелитсодержащих хвостов с целью удаления из них опасных материалов и переработки неопасных и рудных минералов с помощью улучшенного процесса разделения (сепарации) (KR 20030089109, СНАЕ et al., 21.11.2003). Способ включает стадии гомогенизирующего смешивания шеелитсодержащих хвостов, введение пульпы в реактор, «фильтрацию» пульпы с помощью грохота для удаления различных инородных материалов, последующее разделение пульпы путем винтовой сепарации, сгущение и дегидратацию нерудных минералов с получением кека, сушку кека в роторной сушилке, дробление сухого кека с использованием молотковой дробилки, работающей в замкнутом цикле с грохотом, разделение дробленых минералов с помощью «микронного» сепаратора на фракции мелких и грубых зерен (гранул), а также магнитную сепарацию грубозернистой фракции с получением магнитных минералов и немагнитной фракции, содержащей шеелит. Недостатком этого способа являются многооперационность, использование энергоемкой сушки влажного кека.

Известен способ доизвлечения вольфрама из отвальных хвостов обогатительной фабрики рудника Ингички (см. А.Б.Ежков, Х.Т.Шарипов, К.Л.Бельков «Вовлечение в переработку лежалых вольфрамсодержащих хвостов Ингичкинского рудника». Тезисы докладов III Конгресса обогатителей стран СНГ, т.1, МИСиС, М., 2001). Способ включает приготовление пульпы и ее дешламацию в гидроциклоне (удаления класса - 0,05 мм), последующее разделение обесшламленной пульпы на конусном сепараторе, двухстадийную перечистку концентрата конусного сепаратора на концентрационных столах с получением концентрата, содержащего 20,6% WO 3 , при среднем извлечении 29,06%. Недостатками этого способа являются низкое качество получаемого концентрата и недостаточно высокое извлечение WO 3 .

Описаны результаты исследований по гравитационному обогащению хвостов Ингичкинской обогатительной фабрики (см. С.В.Руднев, В.А.Потапов, Н.В.Салихова, А.А.Канцель «Исследования по выбору оптимальной технологической схемы гравитационного обогащения техногенных образований Ингичкинской обогатительной фабрики» // Горный вестник Узбекистана, 2008, №3).

Наиболее близким к патентуемому техническому решению является способ извлечения вольфрама из лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд (Артемова О.С. Разработка технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК. Автореферат дисс. кандидата технических наук, Иркутский государственный технический университет, Иркутск, 2004 г. - прототип).

Технология извлечения вольфрама из лежалых хвостов по этому способу включает операции получения черновых вольфрамсодержащих концентрата и промпродукта, золотосодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов с помощью гравитационных методов мокрого обогащения - винтовой и центробежной сепарации - и последующей доводки полученных черновых концентрата и промпродукта с помощью гравитационного (центробежного) обогащения и магнитной сепарации с получением кондиционного вольфрамового концентрата с содержанием 62,7% WO 3 при извлечении 49,9% WO 3 .

Согласно этому способу лежалые хвосты подвергаются первичной классификации с выделением 44,5% масс. во вторичные отвальные хвосты в виде фракции +3 мм. Фракцию хвостов крупностью -3 мм разделяют на классы -0,5 и +0,5 мм и из последнего с помощью винтовой сепарации получают грубый концентрат и хвосты. Фракцию -0,5 мм разделяют на классы -0,1 и +0,1 мм. Из класса +0,1 мм с помощью центробежной сепарации выделяют грубый концентрат, который, как и грубый концентрат винтовой сепарации, подвергают центробежной сепарации с получением чернового вольфрамового концентрата и золотосодержащего продукта. Хвосты винтовой и центробежной сепарации доизмельчают до -0,1 мм в замкнутом цикле с классификацией и затем разделяют на классы -0,1+0,02 и -0,02 мм. Класс -0,02 мм выводят из процесса как вторичные отвальные хвосты. Класс -0,1+0,02 мм обогащают путем центробежной сепарации с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового промпродукта, направляемого на доводку магнитной сепарацией вместе с концентратом центробежной сепарации, доизмельченным до крупности -0,1 мм. При этом получают вольфрамовый концентрат (магнитная фракция) и промпродукт (немагнитная фракция). Последний подвергается магнитной сепарации II с выделением немагнитной фракции во вторичные отвальные хвосты и вольфрамового концентрата (магнитная фракция), который обогащают последовательно путем центробежной, магнитной и вновь центробежной сепарации с получением кондиционного вольфрамового концентрата с содержанием 62,7% WO 3 при выходе 0,14% и извлечении 49,9%. При этом хвосты центробежных сепараций и немагнитная фракция направляются во вторичные отвальные хвосты, суммарный выход которых на стадии доводки чернового вольфрамового концентрата составляет 3,28% при содержании в них 2,1% WO 3 .

Недостатками этого способа являются многооперационность технологического процесса, включающего 6 операций классификации, 2 операции доизмельчения, а также 5 операций центробежной и 3 операции магнитной сепарации с использованием сравнительно дорогостоящих аппаратов. При этом доводка чернового вольфрамового концентрата до кондиционного связана с получением вторичных отвальных хвостов со сравнительно высоким содержанием в них вольфрама (2,1% WO 3).

Задача настоящего изобретения состоит в усовершенствовании способа переработки хвостов обогащения, в том числе лежалых отвальных хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, в получении высокосортного вольфрамового концентрата и попутно сульфидсодержащего продукта при уменьшении содержания вольфрама во вторичных отвальных хвостах.

Патентуемый способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд включает классификацию хвостов на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта, перечистку вольфрамового продукта, и доводку с получением высокосортного вольфрамового концентрата, сульфидсодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов.

Способ отличается тем, что полученный вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового концентрата и хвостов, черновой концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата и хвостов. Хвосты концентрационного стола и винтового сепаратора перечистки объединяют и подвергают сгущению, далее слив сгущения подают на стадию классификации в голову технологической схемы, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который направляют на перечистку. Гравитационный вольфрамовый концентрат подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата (62% WO 3) и сульфидсодержащего продукта, который перерабатывают известными способами.

Способ может характеризоваться тем, что хвосты классифицируют на фракции, преимущественно крупностью +8 мм и -8 мм.

Технический результат патентуемого способа состоит в повышении глубины переработки при сокращении количества технологических операций и нагрузки на них вследствие выделения в голове процесса основной массы исходных хвостов (более 90%) во вторичные отвальные хвосты, с использованием более простой по устройству и эксплуатации энергосберегающей технологии винтовой сепарации. Это позволяет резко снизить нагрузку на последующие обогатительные операции, а также капитальные затраты и эксплуатационные издержки, что обеспечивает оптимизацию процесса обогащения.

Эффективность патентуемого способа показана на примере комплексной переработки хвостов Ингичкинской обогатительной фабрики (см. чертеж).

Переработку начинают с классификации хвостов на мелкую и крупную фракции с выделением вторичных отвальных хвостов в виде крупной фракции. Мелкую фракцию хвостов подвергают винтовой сепарации с выделением в голове технологического процесса во вторичные отвальные хвосты основной массы исходных хвостов (более 90%). Это позволяет соответственно резко снизить нагрузку на последующие операции, капитальные затраты и эксплуатационные издержки.

Полученный вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового концентрата и хвостов. Черновой концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата и хвостов.

Хвосты концентрационного стола и винтового сепаратора перечистки объединяют и подвергают сгущению, например, в сгустителе, механическом классификаторе, гидроциклоне и других аппаратах. Слив сгущения подают на стадию классификации в голову технологической схемы, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который направляют на перечистку.

Гравитационный вольфрамовый концентрат доводят с помощью флотации до высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата (62% WO 3) с получением при этом сульфидсодержащего продукта.

Таким образом, из вольфрамсодержащих хвостов выделяют высокосортный (62% WO 3) кондиционный вольфрамовый концентрат при достижении сравнительно высокого извлечения WO 3 , составляющего ~49% и сравнительно низкого содержания вольфрама (0,04% WO 3) во вторичных отвальных хвостах.

Полученный сульфидсодержащий продукт перерабатывают известным способом, например, используют для получения серной кислоты и серы, а также применяют в качестве корректирующей добавки при производстве цементов.

Высокосортный кондиционный вольфрамовый концентрат является высоколиквидным товарным продуктом.

Как следует из результатов осуществления патентуемого способа на примере лежалых отвальных хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд Ингичкинской обогатительной фабрики, показана его эффективность по сравнению со способом-прототипом (см. таблицу). Обеспечивается дополнительное получение сульфидсодержащего продукта, сокращение объема свежей потребляемой воды за счет создания водооборота. Создается возможность переработки существенно более бедных хвостов (0,09% WO 3), значительное снижение содержания вольфрама во вторичных отвальных хвостах (до 0,04% WO 3). Кроме того, снижено число технологических операций и уменьшена нагрузка на большинство из них вследствие выделения в голове технологического процесса основной массы исходных хвостов (более 90%) во вторичные отвальные хвосты, с использованием более простой и менее энергоемкой технологии винтовой сепарации, что позволяет снизить капитальные затраты на приобретение оборудования и эксплуатационные издержки.

1. Способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, включающий их классификацию на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта, его перечистку и доводку с получением высокосортного вольфрамового концентрата, сульфидсодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов, отличающийся тем, что полученный после винтовой сепарации вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового вольфрамового концентрата, полученный черновой вольфрамовый концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата, который подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата и сульфидсодержащего продукта, хвосты винтового сепаратора и концентрационного стола объединяют и подвергают сгущению, полученный после сгущения слив подают на классификацию хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который отправляют на перечистку.

Основное обогащение

Для некоторых фабрик обогатительных в предварительном обогащении первое Синьхай будет использовать отсадочную машину с подвижным ситом, а затем вступить в операции доводки.

Гравитационное обогащение

Для технологии гравитации вольфрамита Синьхай обычно применяет такой гравитационный процесс, в котором включает многоступенчатую отсадку, многоступенчатый стол и доизмельчение промпродукта. То есть после мелкого дробления достойные руды, которые и через классификации виброгрохота,проводят многоступенчатую отсадку и производят крупный песок со отсадки и с гравитации.Потом балластовые продукты отсадки крупного класса вступят в мельницу для доизмельчении.А балластовые продукты отсадки мелкого класса через классификации вступят в сортировке многоступенчатого стола,затем производятся крупный песок с гравитации и со стола, потом хвосты со стола войдут в бункер хвостов, промпродукты со стола то вернут вэтап цикла доизмельчении,а гравитационный крупный песок со отсадки и стола вступит в операции доводки.

Перечистка

В операции доводки вольфрамита обычно используется объединённая технолония флотации и гравитационного обогащения или объединённая технолония флотации – гравитационного и магнитного обогащения. В тоже время проводит возврат сопутствующего элемента.

В операции доводки обычно используется объединённый метод флотации и стола обогащения и отмывка серного колчедана через флотации. при этим мы можем вступить в флотационном разделении серного колчедана.после этого производится концентраты вольфрамита,если концентраты вольфрамита содержат шеелит и касситерит, то производится концентраты вольфрамита, концентраты шеелита и концентраты касситерита через объединённая технолония флотации и гравитационного обогащения или объединённая технолония флотации – гравитационного и магнитного обогащения.

Обработка тонкого ила

Метод обработки тонкого ила в Синьхае обычно бывает такое: во–первых проводит сероочистку, потом соответственно свойствам тонкого ила и материала используется технология гравитационного, флотационного,магнитного и электрического обогащения или используется объединённая технолония обогащения несколько технологии, чтобы происходит возврат вольфрамовой руды,и в то время проведут утилизацию попутных рудных минералов.

Практические примеры

Объект вольфрамита Синьхая ставился в пример, крупность распределения руды данной шахты было негомогенной, очень сильное зашламливание рудов. Первоначальная технологическая схема,использовалась обогатительной фабрике,которая включает дробление предварительного обогащения,гравитацию и перечистку,из-за ряда технологических дефектов привела огромные потери вольфрамовых рудов мелкого класса, высокая стоимость обогащения, таких как плохое состояние комплексных показателей обогащения. для того,чтобы улучшить состояние сортировки вольфрамита, данная обогатительная фабрика уполномочила Синьхай на задание технической реконструкции. После тщательного исследования по свойствам руды и технологиям для обогащения данной фабрики, Синьхай оптимизировал технологию для обогащения вольфрамита данной фабрики и добавил технологию обработки тонкого ила. и в конечном итоге получить идеальные показатели обогащения. показатель обогащения фабрики до и после трансформации являются следующим:

После преобразования, извлечение вольфрамовой руды значительно усилилось. И смягчил последствий тонкого ила на процесса сортировки вольфрамита, достигается хороший показатель извлечения, эффективно улучшил экономическую эффективность фабрики.

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http :// www . allbest . ru /

Навоийский горно-металлургический комбинат

Навоийский государственный горный институт

«Химико-металлургический» факультет»

Кафедра «Металлургия »

Пояснительная записка

к выпускной квалификационной работе

на тему: «Выбор, обоснование и расчет технологии переработки вольфрамо-молибденовой руды»

Выпускник: К. Сайфиддинов

Навои- 2014

• Введение
• 1. Общие сведения о методах обогащения вольфрамовых руд
• 2. Обогащение молибдено-вольфрамовых руд
• 2. Технологический раздел
• 2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования
• 2.2 Расчет схемы измельчения
• 2.3 Выбор и расчёт мельниц полусамоизмельчения
• Список использованной литературы

Введение

Полезные ископаемые являются основой народного хозяйства, и нет ни одной отрасли, где бы ни применялись полезные ископаемые или продукты их обработки.

Значительные запасы полезных ископаемых многих месторождений Узбекистана позволяют строить крупные высокомеханизированные горно-обогатительные и металлургические предприятия, добывающие и перерабатывающие многие сотни миллионов тонн полезных ископаемых с высокими технико-экономическими показателями.

Горнодобывающая промышленность имеет дело с твёрдыми полезными ископаемыми, из которых при современном уровне техники целесообразно извлекать металлы или другие минеральные вещества. Главными условиями при разработке месторождений полезных ископаемых являются повышение извлечения их из недр и комплексное использование. Это обусловлено:

- значительными материальными и трудовыми затратами при разведке и промышленном освоении новых месторождений;

- возрастающей потребностью различных отраслей народного хозяйства практически во всех минеральных компонентах, входящих в состав руды;

- необходимостью создания безотходной технологии и тем самым предотвращения загрязнения окружающей среды отходами производства.

По этим причинам возможность промышленного использования месторождения определяется не только ценностью и содержанием полезного ископаемого, его запасами, географическим расположением, условиями добычи и транспортирования, другими экономическими и политическими факторами, но и наличием эффективной технологии переработки добываемых руд.

1. Общие сведения о методах обогащения вольфрамовых руд

Вольфрамовые руды обогащают, как правило, в две стадии - первичное гравитационное обогащение и доводка черновых концентратов различными методами, что объясняется низким содержанием вольфрама в перерабатываемых рудах (0,2 - 0,8% WO3) и высокими требованиями к качеству кондиционных концентратов (55 - 65% WO3), Общая степень обогащения составляет примерно 300 - 600.

Вольфрамитовые (гюбнеритовые и ферберитовые) коренные руды и россыпи обычно содержат ряд других тяжелых минералов, поэтому при первичном гравитационном обогащении руд стремятся выделить коллективные концентраты, которые могут содержать от 5 до 20% WO3 , а также касситерит, танталитколумбит, магнетит, сульфиды и др. При доводке коллективных концентратов необходимо получение кондиционных мономинеральных концентратов, для чего могут быть применены флотация или флотогравитация сульфидов, магнитная сепарация магнетита в слабом магнитном поле, а более сильном - вольфрамита. Возможно применение электрической сепарации, гравитационного обогащения на столах, флотации минералов пустой породы и других процессов для разделения минералов, тем, чтобы готовые концентраты удовлетворяли требованиям ГОСТов и техническим условиям не только по содержанию основного металла, но и по содержанию вредных примесей.

Учитывая большую плотность вольфрамовых минералов (6 - 7,5 г/см 3), при обогащении могут успешно применяться гравитационные методы обогащения на отсадочных машинах, концентрационных столах, шлюзах, струйных и винтовых сепараторах и др. При тонкой вкрапленности ценных минералов применяют флотацию или сочетание гравитационных процессов с флотацией. Учитывая возможность ошламливания вольфрамита при гравитационном обогащении, флотацию применяют как вспомогательный процесс даже при обогащении крупно вкрапленных вольфрамитовых руд для более полного извлечения вольфрама из шламов.

При наличии в руде крупных богатых вольфрамом штуфных кусков или крупных кусков пустой породы может быть применена сортировка руды крупностью - 150 +50 мм на ленточных конвейерах с целью отделения богатого крупнокускового концентрата или кусков породы, разубоживающих руду, поступающую на обогащение.

При обогащении шеелитовых руд также применяют гравитацию, но чаще всего сочетание гравитационных методов с флотацией и флотогравитацией или только флотацию.

При сортировке шеелитовых руд применяют люминесцентные установки. Шеелит при облучении ультрафиолетовыми лучами светится ярко-голубым светом, что позволяет отделять куски шеелита или куски пустой породы.

Шеелит - легкофлотируемый минерал, характеризующийся большой шламуемостью. Извлечение шеелита значительно возрастает при флотационном обогащении по сравнению с гравитационным, поэтому при обогащении шеелитовых руд в странах СНГ в настоящее время на всех фабриках стали применять флотацию.

При флотации вольфрамовых руд возникает ряд трудных технологических проблем, требующих правильного решения в зависимости от вещественного состава и ассоциации отдельных минералов. В процессе флотации вольфрамита, гюбнерита и ферберита трудно отделить от них оксиды и гидроксиды железа, турмалин и другие минералы, содержащие нивелируют флотационные свойства их с минералами вольфрама.

Флотация шеелита из руд с кальцийсодержащими минералами (кальцит, флюорит, апатит и др.) осуществляется анионными жирнокислотными собирателями, обеспечивающими их хорошую флотируемость с катионами кальция шеелита и других кальцийсодержащих минералов. Отделение шеелита от кальцийсодержащих минералов возможно лишь с применением таких регуляторов, как жидкое стекло, кремнефтористый натрий, сода и др.

2. Обогащение молибдено-вольфрамовых руд

На Тырныаузской фабрике обогащаются молибдено-вольфрамовые руды Тырныаузского месторождения, которые являются сложными по вещественному составу не только ценных минералов, имеющих очень тонкую вкрапленность, но и сопутствующих минералов пустой породы. Рудные минералы - шеелит (десятые доли процента), молибденит (сотые доли процента), повеллит, частично ферримолибдит, халькопирит, висмутин, пирротин, пирит, арсенопирит. Нерудные минералы - скарны (50-70%), роговики (21-48%), гранит (1 - 12%), мрамор (0,4- 2%), кварц, флюорит, кальцит, апатит (3-10%) и др.

В верхней части месторождения молибден на 50-60% представлен повеллитом и ферримолибдитом, в нижней части их содержание снижается до 10-20%. В шеелите в виде изоморфной примеси присутствует молибден. Часть молибденита, окисленная с поверхности, покрыта пленкой повеллита. Часть молибдена очень тонко прорастает с молибдошеелитом.

Более 50% окисленного молибдена связано с шеелитом в виде включений повеллита - продукта распада твердого раствора Ca(W, Мо)О 4 . Подобные формы вольфрама и молибдена возможно выделить лишь в коллективный концентрат с последующим разделением гидрометаллургическим способом.

Начиная с 1978 г. на фабрике полностью реконструирована схема рудоподготовки. Ранее руда после крупного дробления на руднике транспортировалась на фабрику в вагонетках по подвесной канатной дороге. В дробильном отделении фабрики руда додрабливалась до - 12 мм, разгружалась в бункера и далее измельчалась в одну стадию в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с двухспиральными классификаторами, до 60% класса - 0,074 мм.

Новая технология рудоподготовки была разработана совместно институтом Механобр и комбинатом и введена в действие в августе 1978 г.

В схеме рудоподготовки предусмотрено крупное дробление исходной руды до --350 мм, грохочение по классу 74 мм, раздельное складирование каждого класса в бункерах с целью более точного регулирования подачи в мельницу самоизмельчения крупного и мелкого классов руды.

Самоизмельчение крупнодробленой руды (--350 мм) осуществляется в мельницах типа «Каскад» диаметром 7 м (ММС-70Х Х23) с доизмельчением крупнозернистой фракции до 62% класса --0,074 мм в мельницах МШР-3600Х5000, работающих в замкнутом цикле с односпиральными классификаторами 1КСН-3 и размещаемых в новом корпусе на склоне горы на отметке около 2000 м над уровнем моря между рудником и действующей фабрикой.

Подача готового продукта из корпуса самоизмельчения на флотацию осуществляется гидротранспортом. Трасса гидротранспорта представляет собой уникальное инженерное сооружение, обеспечивающее транспортирование пульпы при перепаде высот более 600 м. Она состоит из двух трубопроводов диаметром 630 мм, протяженностью 1750 м, оснащенных успокоительными колодцами диаметром 1620 мм и высотой 5 м (по 126 колодцев на каждый трубопровод).

Использование системы гидротранспорта позволило ликвидировать цех грузовых канатных дорог, корпус среднего и мелкого дробления, мельницы МШР-3200Х2100 на обогатительной фабрике. В главном корпусе фабрики построены и введены в эксплуатацию две секции основной флотации, новые отделения шеелитовой и молибденовой доводок, цех варки жидкого стекла, системы оборотного водоснабжения. Значительно расширен фронт сгущения черновых флотационных концентратов и промпродуктов за счет установки сгустителей диаметром 30 м, что позволяет снизить потери со сливами сгущения.

Вновь вводимые мощности оснащаются современными АСУТП и локальными системами автоматизации. Так, в корпусе самоизмельчения функционирует АСУ в режиме непосредственного управления на базе вычислительных машин М-6000. В главном корпусе внедрена система централизованного контроля вещественного состава пульпы с помощью рентгеноспектральных анализаторов КРФ-17 и КРФ-18 в комплексе с вычислительной машиной М-6000. Освоена автоматизированная система отбора и доставки проб (пневмопочтой) в экспресс-лабораторию с управлением от вычислительного комплекса КМ-2101 и выдачей анализов на телетайп.

Один из наиболее сложных переделов -- доводка черновых шеелитовых концентратов по методу Н. С. Петрова -- оснащен системой автоматического контроля и управления, которая может работать либо в режиме «советчика» оператору-флотатору, либо в режиме непосредственного управления процессом, регулируя расход подавителя (жидкого стекла), уровень пульпы в перечистных операциях и другие параметры процесса.

Цикл флотации сульфидных минералов оснащен системами автоматического контроля и дозирования собирателя (бутилового ксантогената) и подавителя (сернистого натрия) в цикле медно-молибденовой флотации. Системы работают с использованием в качестве датчиков ионселективных электродов.

В связи с увеличением объема производства фабрика перешла на переработку новых разновидностей руд, отличающихся пониженным содержанием некоторых металлов, большей степенью их окисленности. Это потребовало усовершенствования реагентного режима флотации сульфидно-окисленных руд. В частности, в сульфидном цикле применено прогрессивное технологическое решение -- сочетание двух пенообразователей активного и селективного типов. В качестве активного пенообразователя используются реагенты, содержащие терпеновые спирты, и в качестве селективного -- новый реагент ЛВ, разработанный для обогащения многокомпонентных руд, и в первую очередь тырныаузских.

В цикле флотации окисленных минералов жирнокислотными собирателями используются интенсифицирующие добавки реагента-модификатора на основе низкомолекулярных карбоновых кислот. Для улучшения флотационных свойств пульпы циркулирующих промпродуктов внедрено регулирование их ионного состава. Более широкое применение нашли методы химической доводки концентратов.

Из мельницы самоизмельчения руда поступает на грохочение. Класс +4 мм доизмельчается в шаровой мельнице. Слив мельницы и подгрохотный продукт (--4 мм) подвергаются I и II классификации.

В шаровую мельницу подают 690 г/т соды и 5 г/т трансформаторного масла. Слив классификатора поступает на основную молибденовую флотацию, куда подают 0,5 г/т ксантогената и 46 г/т терпинеола. После I и II перечистных флотации молибденовый концентрат (1,2--1,5% Мо) подвергается пропарке с жидким стеклом (12 г/т) при 50--70°С, III перечистной флотации и доизмельчению до 95--98% класса --0,074 мм с подачей 3 г/т цианида натрия и 6 г/т жидкого стекла.

Готовый молибденовый концентрат содержит около 48% Мо, 0,1% Си и 0,5% WO 3 при извлечении Мо 50%. Хвосты контрольных флотации III и IV перечистных операций сгущаются и направляются на медно-молибденовую флотацию с подачей 0,2 г/т ксантогената и 2 г/т керосина. Дважды перечищенный медно-молибденовый концентрат после пропарки с сернистым натрием поступает на селективную флотацию, где выделяется медный концентрат, содержащий 8--10% Си (при извлечении около 45%), 0,2% Мои 0,8% Bi.

Хвосты контрольной молибденовой флотации, содержащие до 0 2% WO 3 , направляются на шеелитовую флотацию, осуществляемую по очень разветвленной и сложной схеме. После перемешивания с жидким стеклом (350 г/т) проводят основную шеелитовую флотацию с олеатом натрия (40 г/т). После I перечистной флотации и сгущения до 60% твердого шеелитовый концентрат пропаривается с жидким стеклом (1600 г/т) при 80--90 °С. Далее концентрат еще дважды перечищается и снова поступает на пропарку при 90--95 °С с жидким стеклом (280 г/т) и снова трижды перечищается.

2. Технологический раздел

2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования

Проектируемая обогатительная фабрика предназначена для переработки молибденсодержащих вольфрамовых руд.

Руда средней крупности (f=12±14 ед. по шкале профессора Протодьяконова) характеризуется плотностью с = 2,7 т/м 3 , на фабрику поступает с влажностью 1,5%. Максимальный кусок d=1000 мм.

По величине производительности обогатительная фабрика относится к категории средней производительности (табл. 4/2/), по международной классификации - к группе С.

На фабрику руда D max . =1000 мм подается с открытых горных работ.

1. Определим производительность цеха крупного дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. 1, стр. 39-40. Проектом принята доставка руды 259 дней в году, в 2 смены по 7 часов, 5 дней в неделю.

Коэффициент учета крепости руды /2/

где: Q ц. др. - суточная производительность цеха дробления, т/сут

Коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья /2/

где: Q ч..ц. др - часовая производительность цеха дробления, т/ч

k n - коэффициент учитывающий неравномерность свойств сырья,

n сут - расчетное число рабочих дней в году,

n см - количество смен в сутки,

t см - продолжительность смены,

k" - коэффициент учета крепости руды,

Расчет годового фонда рабочего времени:

Ц = (n сут. · n см. · t см) = 259 · 2 · 5 · = 2590 (3)

Коэффициент использования по времени:

k в = 2590/8760 = 0,29 д.е. = 29%

2. Расчет схемы дробления. Расчет ведем согласно стр. 68-78 2.

По заданию влажность исходной руды - 1,5%,т. е.

Порядок расчета:

1. Определим степень дробления

2. Примем степень дробления.

3. Определим максимальную крупность продуктов после дробления:

4. Определим ширину разгрузочных щелей дробилки, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта относительно размера разгрузочной щели.

5. Проверим соответствие выбранной схемы дробления выпускаемому оборудованию.

Требования, которым должны удовлетворить дробилки, указаны в таблице 1.

Таблица 1

По ширине приемного отверстия и диапазону регулировки щели разгрузочной подходят дробилки марки ЩДП 12Х15.

Произведем расчет производительности дробилки по формуле (109/2/):

Q кат. = м 3 /ч

Q дроб. = Q кат. · с n · k f · k кр. · k вл. · k ц, m 3 /ч (7)

где с n - насыпная плотность руды = 1,6 т/м 3 ,

Q кат. - паспортная производительность дробилки, м 3 /ч

k f . , k вл. , k кр, k ц - поправочные коэффициенты на крепость (дробимость), насыпная плотность, крупность и влажность руды.

Значение коэффициентов находим по таблице k f =1,6; k кр =1,05; k вл. =1%;

Q кат. = S пр. / S н · Q н = 125 / 155 · 310 ? 250 м 3 /ч

Найдем фактические производительности дробилки для условий, определенных проектом:

Q дроб. = 250 · 1,6 · 1,00 · 1,05 · 1 · 1 = 420 т/ч

По результатам расчета определим количество дробилки:

Принимаем к установке ЩДП 12 х 15 - 1 шт.

2.2 Расчет схемы измельчения

Выбранная в проекте схема измельчения представляет собой разновидность ВА Разумов К.А. стр. 86.

Порядок расчета:

1. Определяем часовую производительность цеха измельчения, которая является фактически часовой производительностью всей фабрики, так как цех измельчения является главным корпусом рудоподготовки:

где 343- количество рабочих дней в году

24 - непрерывная рабочая неделя 3 смены по 8 часов (3х8=24 часа)

К в - коэффициент использования оборудования

К н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья

Принимаем: К в =0,9 К н =1,0

Склад крупнодробленой руды обеспечивает двухсуточный запас руды:

V= 48 127,89 / 2,7 = 2398,22

Принимаем исходные данные

зададимся разжижением в сливе и песках классификации:

R 10 =3 R 11 =0,28

(R 13 взято на основе ряда 2 стр. 262 в зависимости от крупности слива)

в 1 -0,074 =10% - содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде

в 10 -0,074 =80 % - содержание класса - 0,074 мм в сливе классификации.

Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку С опт =200%.

Порядок расчета:

Измельчение I и II стадий представлены схемой типа ВА стр. 86 рис. 23.

Расчет схемы В сводится к определению весов продуктов 2 и 5 (выхода продуктов находятся по общей формуле г n = Q n: Q 1)

Q 7 = Q 1 С опт =134,9 · 2 = 269,8 т/ч;

Q 4 = Q 5 = Q 3 + Q 7 = 404,7 т/ч;

г 4 = г 5 = 300 %;

г 3 = г 6 = 100 %

Расчет ведем согласно Разумову К.А. 1 стр. 107-108.

1. Расчет схемы А

Q 8 = Q 10 ; Q 11 = Q 12 ;

Q 9 = Q 8 + Q 12 = 134,88 + 89,26 = 224,14 т/ч

г 1 = 100 % ; г 8 = г 10 = 99,987 %;

г 11 = г 12 =Q 12: Q 1 = 89,26: 134,88 = 66,2 % ;

г 9 = Q 9: Q 1 = 224,14: 134,88 = 166,17 %

Технологическая схема обога щ ения молибдено-вольфрамовых руд .

Расчет по качественно-количественной схеме .

Исходные данные для расчета качественно-количественной схем ы.

Извлечение вольфрама в окончательный концентрат - е вольфрам 17 =68%

Извлечение вольфрама в коллективный концентрат - е вольфрам 15 =86%

Извлечение вольфрама в молибденовый концентрат - е вольфрам 21 =4 %

Извлечение молибдена в окончательный концентрат - е Мо 21 =77%

Извлечение молибдена в хвосты вольфрамовой флотации - е Мо 18 =98%

Извлечение молибдена в концентрат контрольной флотации - е Мо 19 =18%

Извлечение молибдена в коллективный концентрат - е Мо 15 =104%

Выход коллективного концентрата - г 15 =36%

Выход вольфрамого концентрата - г 17 =14%

Выход молибденового концентрата - г 21 =15%

Выход концентрата контрольной флотации - г 19 =28%

Определяем выхода продуктов обогащения

г 18 = г 15 - г 17 =36-14=22%

г 22 = г 18 - г 21 =22-15=7%

г 14 = г 13 + г 19 + г 22 =100+28+7=135%

г 16 = г 14 - г 15 =135-36=99%

г 20 = г 16 - г 19 =99-28=71%

Определяем массы продуктов обогащения

Q 13 = 127,89т/ч.

Q 1 4 = Q 13 х г 14 = 127,89х1,35=172,6 т/ч

Q 1 5 = Q 13 х г 15 = 127,89х0,36=46,0 т/ч

Q 1 6 = Q 13 х г 16 = 127,89х0,99=126,6т/ч

Q 1 7 = Q 13 х г 17 = 127,89х0,14=17,9 т/ч

Q 1 8 = Q 13 х г 18 = 127,89х0,22=28,1 т/ч

Q 1 9 = Q 13 х г 19 = 127,89х0,28=35,8 т/ч

Q 20 = Q 13 х г 20 = 127,89х0,71=90,8 т/ч

Q 21 = Q 13 х г 21 = 127,89х0,15=19,1 т/ч

Q 22 = Q 13 х г 22 = 127,89х0,07=8,9 т/ч

Определяем извлечение продуктов обогащения

Для вольфрама

е вольфрам 13 =100 %

е вольфрам 18 = е вольфрам 15 - е вольфрам 17 =86-68=28 %

е вольфрам 22 = е вольфрам 18 - е вольфрам 21 =28-14=14 %

е вольфрам 14 = е вольфрам 13 + е вольфрам 22 + е вольфрам 19 =100+14+10=124 %

е вольфрам 16 = е вольфрам 14 - е вольфрам 15 =124-86=38%

е вольфрам 20 = е вольфрам 13 - е вольфрам 17 + е вольфрам 21 =100 - 68+4=28%

е вольфрам 19 = е вольфрам 16 - е вольфрам 20 =38-28=10 %

для молибдена

е Мо 13 =100%

е Мо 22 = е Мо 18 - е Мо 21 =98-77=11 %

е Мо 14 = е Мо 13 + е Мо 22 + е Мо 19 =100+11+18=129 %

е Мо 16 = е Мо 14 - е Мо 15 =129-94=35 %

е Мо 17 = е Мо 15 - е Мо 18 =104-98=6%

е Мо 20 = е Мо 13 - е Мо 17 + е Мо 21 =100 - 6+77=17%

е Мо 19 = е Мо 16 - е Мо 20 =35-17=18%

Определяем количество металлов в продукт ах обогащения

Для вольфрама

14 =124 х0,5 / 135=0,46%

15 =86х0,5 / 36=1,19%

16 =38 х0,5 / 99=0,19%

17 =68 х0,5 / 14=2,43%

18 =28 х0,5 / 22=0,64%

19 =10 х0,5 / 28=0,18%

20 =28 х0,5 / 71=0,2%

21 =14 х0,5 / 15=0,46%

22 =14 х0,5 / 7=1%

Для молибдена

14 =129 х0,04/ 135=0,04%

15 =94х0,04/ 36=0,1%

16 =35 х0,04 / 99=0,01%

17 =6 х0,04 / 14=0,017%

18 =98 х0,04 / 22=0,18%

19 =18 х0,04 / 28=0,025%

20 =17 х0,04 / 71=0,009%

21 =77 х0,04 / 15=0,2%

22 =11 х0,04 / 7=0,06%

Таблица 3. Таблица качественно-количественной схемы обогащения

№ операции прод.		Q, т/ч	, %	медь , %	медь , %	цинк , %	цинк , %
I	Измельчение I стадия
	поступает
	дроблёная руда
	выходит
	измельчённая руда
II	Классификация
	поступает
	Измел ь ченн ы й продукт I ст. измельчения
	Измел ь ченн ы й продукт II ст .измельчения
	выходит
	слив
	пески
III	Измельчение I I стадия
	поступает
	Пески классификации
	выходит
	Измелченн ы й продукт
IV	Коллективная Wo 3 -Mo флотация
	поступает
	Слив классификации
	Хвосты Mo флотаци и
	выходит
	концентрат
	хвост ы
V	Контрольная флотация
	поступает
	Хвост ы коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы
VI	Вольфрамовая флотация
	поступает
	Концентрат коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы
	Мо флотация
	поступает
	Хвост ы Wo 3 флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы

Расчет водно-шламовой схемы .

Целью расчета водно-шламовой схемы является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение общей потребности воды и удельного расхода воды на тонну перерабатываемой руды.

Для получения высоких технологических показателей переработки руды каждую операцию технологической схемы необходимо проводить при оптимальных значениях отношения Ж:Т. Эти значения устанавливаются по данным испытаний обогатимости руды и практики работы действующих обогатительных фабрик.

Относительно низкий удельный расход воды на тонну перерабатываемой руды объясняется наличием на проектируемой фабрике внутрифабричного водооборота, так как сливы сгустителей подаются в цикл измельчение - классификация. Расход воды на смыв полов, промывку аппаратов и на другие цели составляет 10-15% от общего расхода.

Таблица 3. Таблица качественно-количественной схемы обогащения.

№ опе рации прод.	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	, %	R	W
I	Измельчение I стадия
	поступает
	дроблёная руда			0 , 0 25
	выходит
	измельчённая руда
II	Классификация
	поступает
	Измел ь ченн ы й продукт I ст. измельчения
	Измел ь ченн ы й продукт II ст .измельчения
	выходит
	слив
	пески
III	Измельчение I I стадия
	поступает
	Пески классификации
	выходит
	Измелченн ы й продукт
IV	Коллективная Wo 3 -Mo флотация
	поступает
	Слив классификации
	Концентрат контрольной флотации
	Хвосты Мо флотаци и
	выходит
	концентрат
	Хвост ы
V	Контрольная флотация
	поступает
	Хвост ы коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	Хвост ы
VI	Вольфрамовая флотация
	Поступает
	Концентрат коллективной флотации
	Выходит
	Концентрат
	Хвост ы
	Мо флотация
	Поступает
	Хвост ы вольфрамовой флотации
	Выходит
	концентрат
	хвост ы

Выбор и расчёт дробилки .

Выбор типа и размера дробилки зависит от физических свойств руды, требуемой производительности дробилки, крупности дробленого продукта и твердости руды.

Вольфрамо-молибденовая руда по категории крепости является рудой средней крепости.

Максимальный размер куска руды, поступающей в операцию дробления равен 1000 мм.

Для дробления руды, поступающей с рудника, принимаю к установке щековую дробилку с простым качанием щеки ЩДП 12x15. *

Производительность дробилки, Q равна:

Q =q*L*i, т/ч,

где q - удельная производительность щековой дробилки на 1 см 2 площади разгрузочной щели, т/(см 2 * ч);

L - длина разгрузочной щели шековой дробилки, см;

i - ширина разгрузочной щели, см. /4/

По данным практики работы дробильного отделения обогатительной фабрики удельная производительность щековой дробилки равна 0,13 т/см 2 * час.

Производительность щековой дробилки определится:

Q= 0,13*150*15,5 = 302,25 т/ч.

Принятая к установке дробилка обеспечивает заданную производительность по руде.

Максимальный размер куска в питании дробилки составит:

120*0,8 = 96 см.

Выбор и расчёт колосникового грохота

Перед дробилкой устанавливается колосниковый грохот с размером отверстий 95 см (950 мм).

Необходимая площадь грохочения определяется по формуле:

где Q* - производительность, т/ч;

а - коэффициент равный ширине щели между колосниками, мм. /5/ По условиям компоновки ширину колосникового грохота принимаем равной 2,7 м, длину 4,5 м.

Практика работы дробильного отделения фабрики показывает, что в руде, доставляемой из карьера, содержится около 4,5 % кусков крупностью более 950 мм. Куски такой крупности доставляют фронтальным погрузчиком на рудный двор, где они подвергаются дроблению и снова подаются погрузчиком на колосниковый грохот.

2.3 Выбор и расчёт мельниц полусамоизмельчения

В последнее время при переработке золотосодержащих руд в мировой и отечественной практике в первой стадии измельчения все больше распространение находят мельницы полусамоизмельчения с последующим цианированием. В этом случае исключаются потери золота с железным скрапом и крошкой, снижается расход цианида при цианировании и улучшаются санитарные условия работы на кварцевых силикатных рудах. Поэтому принимаю к установке в первой стадии измельчения мельницу полусамоизмельчения (ПСИ).

1. Находим удельную производительность по вновь образованному классу действующей мельницы ПСИ, т/(м 3 * ч):

где Q - производительность действующей мельницы, т/ч;

- содержание класса -0,074 мм в сливе мельницы, %;

- содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, %;

Д - диаметр действующей мельницы, м;

L - длина действующей мельницы, м.

2. Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу:

где q 1 - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу;

К и - коэффициент, учитывающий различия в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды (Ки=1);

К к - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой фабриках (К к =1);

К D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц:

К D = ,

где D и D 1 соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц. (К D =1,1);

К т - коэффициент, учитывающий различия в типе проектируемой и работающей мельниц (Кт=1).

q = 0,77*1*1*1,1*1 =0,85 т/(м 3 * ч).

Принимаю к установке мельницу самоизмельчения « Каскад» диаметром 7 м и длиной 2,3 м с рабочим объемом 81,05 м 3

3. Определяем производительность мельниц по руде по формуле:

где V - рабочий объем мельницы. /4/

4. Определяем расчетное число мельниц:

n- 101/125,72 = 0,8;

тогда и принятое будет равно 1 . Мельница «Каскад» обеспечивает заданную производительность.

Выбор и расчёт грохота II стадии грохочения .

Слив мельниц полусамоизмельчения насосами...

Подобные документы

Выбор технологической схемы обогащения железной руды. Расчет мощности и выбор типа обогатительного сепаратора. Определение производительности сепараторов для сухой магнитной сепарации с верхним питанием. Технические параметры сепаратора 2ПБС-90/250.

контрольная работа , добавлен 01.06.2014


Определение общей степени дробления для цеха дробления. Подбор степени дробления. Расчет и выбор дробилок, колосникового грохота. Расчет грохота второй стадии дробления. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования для измельчения и классификации.

курсовая работа , добавлен 20.01.2016


Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.

курсовая работа , добавлен 15.04.2015


Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.

курсовая работа , добавлен 23.10.2011


Выбор и обоснование схемы дробления и измельчения, дробильного, классифицирующего и измельчительного оборудования. Характеристика крупности исходной руды. Расчет стадий дробления, грохотов, мельниц, классификатора. Ситовые характеристики крупности.

курсовая работа , добавлен 19.11.2013


Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.

курсовая работа , добавлен 25.02.2012


Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.

курсовая работа , добавлен 23.10.2011


Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.

курсовая работа , добавлен 09.01.2012


Особенности и этапы осуществления технологии дробления. Уточненный расчет схемы грохочения. Выбор и расчет дробилок. Определение потребности оборудования для рудоподготовки, вспомогательного оборудования. Положения техники безопасности в цехе дробления.

курсовая работа , добавлен 12.01.2015


Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.

Введение

1 . Значимость техногенного минерального сырья

1.1. Минеральные ресурсы рудной отрасли в РФ и вольфрамовой подотрасли

1.2. Техногенные минеральные образования. Классификация. Необходимость использования

1.3. Техногенное минеральное образование Джидинского ВМК

1.4. Цели и задачи исследования. Методы исследования. Положения, выносимые на защиту

2. Исследование вещественного состава и технологических свойств лежалых хвостов джидинского вмк

2.1. Геологическое опробование и оценка распределения вольфрама

2.2. Вещественный состав минерального сырья

2.3. Технологические свойства минерального сырья

2.3.1. Гранулометрический состав

2.3.2. Исследование возможности радиометрической сепарации минерального сырья в исходной крупности

2.3.3. Гравитационный анализ

2.3.4. Магнитный анализ

3. Разработка технологической схемы

3.1. Технологическое тестирование разных гравитационных аппаратов при обогащении лежалых хвостов различной крупности

3.2. Оптимизация схемы переработки ОТО

3.3. Полупромышленные испытания разработанной технологической схемы обогащения ОТО и промышленной установки

Введение к работе

Науки об обогащении полезных ископаемых, прежде всего, направлены на разработку теоретических основ процессов разделения минералов и создание обогатительных аппаратов, на раскрытие взаимосвязи закономерностей распределения компонентов и условий разделения в продуктах обогащения с целью повышения селективности и скорости разделения, его эффективности и экономичности, экологической безопасности.

Несмотря на значительные запасы полезных ископаемых и сокращение в последние годы ресурсопотребления, истощение минеральных ресурсов является одной из важнейших проблем в России. Слабое использование ресурсосберегающих технологий способствует большим потерям полезных ископаемых при добыче и обогащении сырья .

Анализ развития техники и технологии обогащения полезных ископаемых за последние 10-15 лет указывает на значительные достижения отечественной фундаментальной науки в области познания основных явлений и закономерностей при разделении минеральных комплексов, что позволяет создать высокоэффективные процессы и технологии для первичной переработки руд сложного вещественного состава и, как следствие, обеспечить металлургическую промышленность необходимой номенклатурой и качеством концентратов. В то же время в нашей стране в сравнении с развитыми зарубежными государствами до сих пор наблюдается значительное отставание в развитии машиностроительной базы для производства основного и вспомогательного обогатительного оборудования, в его качестве, металлоемкости, энергоемкости и износостойкости .

Кроме того, в силу ведомственной принадлежности горно-обогатительных предприятий комплексное сырье перерабатывалось только с учетом необходимой потребности отрасли в конкретном металле, что приводило к нерациональному использованию природных минеральных ресурсов и увеличению затрат на складирование отходов . В настоящее время накоплено

более 12 млрд.т отходов, содержание ценных компонентов в которых в ряде случаев превышает их содержание в природных месторождениях .

Помимо вышеперечисленных негативных тенденций, начиная с 90-х годов резко обострилась экологическая обстановка на горно-обогатительных предприятиях (в ряде регионов угрожая существованию не только биоты, но и человека), наметилось прогрессирующее снижение добычи руд цветных и черных металлов, горно-химического сырья, ухудшение качества перерабатываемых руд и, как следствие, вовлечение в переработку труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими технологическими свойствами минералов. Так, за последние 20 лет содержание цветных металлов в рудах снизилось в 1,3-1,5 раза, железа в 1,25 раза, золота в 1,2 раза, доля труднообогатимых руд и угля возросла с 15% до 40% от общей массы сырья, поступающего на обогащение .

Воздействие человека на природную среду в процессе хозяйственной деятельности ныне приобретает глобальный характер. По масштабам извлекаемых и перемещаемых пород, преобразования рельефа, воздействия на перераспределение и динамику поверхностных и подземных вод, активизации геохимического переноса и т.д. эта деятельность сопоставима с геологическими процессами .

Беспрецедентный масштаб извлекаемых минеральных ресурсов ведет к их быстрому истощению, накоплению на поверхности Земли, в атмосфере и гидросфере большого числа отходов, постепенной деградации природных ландшафтов, сокращению биоразнообразия, снижению природного потенциала территорий и их жизнеобеспечивающих функций .

Хранилища отходов рудообогащения являются объектами повышенной экологической опасности из-за их негативного воздействия на воздушный бассейн, подземные и поверхностные воды, почвенный покров на обширных территориях . Наряду с этим хвостохранилища - малоизученные техногенные месторождения, использование которых позволит получить дополнительные

источники рудно-минерального сырья при существенном уменьшении масштабов нарушения геологической среды в регионе .

Производство продукции из техногенных месторождений, как правило, в несколько раз дешевле, чем из специально добываемого для этого сырья, и характеризуется быстрой окупаемостью капиталовложений. Однако сложный химический, минералогический и гранулометрический состав хвостохранилищ, а также широкий набор содержащихся в них полезных ископаемых (от главных и попутных компонентов до простейших строительных материалов) затрудняют расчет суммарного экономического эффекта от их переработки и определяют индивидуальный подход к оценке каждого хвостохранилища .

Следовательно, в настоящий момент выявился ряд неразрешимых противоречий между изменением характера минерально-сырьевой базы, т.е. необходимостью вовлечения в переработку труднообогатимых руд и техногенных месторождений, экологически обостренной ситуацией в горнопромышленных регионах и состоянием техники, технологии и организации первичной переработки минерального сырья .

Вопросы использования отходов обогащения полиметаллических, золотосодержащих и редких металлов имеют как экономический, так и экологические аспекты .

В достижении современного уровня развития теории и практики переработки хвостов обогащения руд цветных, редких и благородных металлов большой вклад внесли В.А. Чантурия, В.З. Козин, В.М. Авдохин, СБ. Леонов, Л.А. Барский, А.А. Абрамов, В.И. Кармазин, СИ. Митрофанов и др.

Важной составной частью общей стратегии рудной отрасли, в т.ч. вольфрамовой, является рост использования отходов рудообогащения, как дополнительных источников рудно-минерального сырья, при существенном уменьшении масштабов нарушения геологической среды в регионе и негативного воздействия на все компоненты окружающей среды .

В области использования отходов рудообогащения важнейшим является детальное минералого-технологическое исследование каждого конкретного,

индивидуального техногенного месторождения, результаты которого позволят разработать эффективную и экологически безопасную технологию промышленного освоения дополнительного источника рудно-минерального сырья .

Рассматриваемые в диссертационной работе проблемы решались в соответствии с научным направлением кафедры Обогащения полезных ископаемых и инженерной экологии Иркутского государственного технического университета по теме «Фундаментальные и технологические исследования в области переработки минерального и техногенного сырья с целью комплексного его использования, с учетом экологических проблем в сложных индустриальных системах» и х/д темой № 118 «Исследование на обогатимость лежалых хвостов Джидинского ВМК».

Цель работы - научно обосновать, разработать и апробировать
рациональные технологические методы обогащения лежалых

В работе решались следующие задачи:

Оценить распределение вольфрама по всему пространству основного
техногенного образования Джидинского ВМК;

изучить вещественный состав лежалых хвостов Джижинского ВМК;

исследовать контрастность лежалых хвостов в исходной крупности по содержанию W и S (II);

исследовать гравитационную обогатимость лежалых хвостов Джидинского ВМК в различной крупности;

определить целесообразности использования магнитного обогащения для повышения качества черновых вольфрамсодержащих концентратов;

оптимизировать технологическую схему обогащения техногенного сырья ОТО Джидинского ВМК;

провести полупромышленные испытания разработанной схемы извлечения W из лежалых хвостов ДВМК;

Разработать схему цепи аппаратов для промышленной переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК.

Для выполнения исследований использовалась представительная технологическая проба лежалых хвостов Джидинского ВМК.

При решении сформулированных задач использовались следующие методы исследования: спектральный, оптический, химический, минералогический, фазовый, гравитационный и магнитный методы анализа вещественного состава и технологических свойств исходного минерального сырья и продуктов обогащения.

На защиту выносятся следующие основные научные положения:

Установлены закономерности распределения исходного техногенного минерального сырья и вольфрама по классам крупности. Доказана необходимость первичной (предварительной) классификации по крупности 3 мм.

Установлены количественные характеристики лежалых хвостов рудообогащения руд Джидинского ВМК по содержанию WO3 и сульфидной серы. Доказано, что исходное минеральное сырье относится к категории неконтрастных руд. Выявлена достоверная и надежная корреляционная связь между содержаниями WO3 и S (II).

Установлены количественные закономерности гравитационной обогатимости лежалых хвостов Джидинского ВМК. Доказано, что для исходного материала любой крупности эффективным методом извлечения W является гравитационное обогащение. Определены прогнозные технологические показатели гравитационного обогащения исходного минерального сырья в различной крупности.

Установлены количественные закономерности распределения лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК по фракциям различной удельной магнитной восприимчивости. Доказана эффективность последовательного применения магнитной и центробежной сепарации для повышения качества черновых W-содержащих продуктов. Оптимизированы технологические режимы магнитной сепарации.

Вещественный состав минерального сырья

При обследовании побочного хвостохранилища (хвостохранилище аварийного сброса (ХАС)) из шурфов и зачисток по склонам отвалов отобрано 35 бороздовых проб; общая длина борозд - 46 м. Шурфы и зачистки расположены в 6 разведочных линиях, отстоящих друг от друга на 40-100 м; расстояние между шурфами (зачистками) в разведочных линиях от 30-40 до 100-150 м. Опробованы все литологические разновидности песков. Пробы проанализированы на содержание W03 и S (II) . На этом участке отобрано 13 проб из шурфов глубиной 1,0 м. Расстояние между линиями - около 200 м, между выработками - от 40 до 100 м (в зависимости от распространения однотипного литологического слоя). Результаты анализов проб на содержание WO3 и серы приведены в табл. 2.1. Таблица 2.1 - Содержание WO3 и сульфидной серы в частных пробах ХАС Можно увидеть, что содержание WO3 колеблется в пределах 0,05-0,09 %, за исключением пробы М-16, отобранной из среднезернистых серых песков. В этой же пробе установлены высокие концентрации S (II) - 4,23 % и 3,67 %. По отдельным пробам (М-8, М-18) отмечено высокое содержание S сульфатной составляет (20-30 % от общего содержания серы). В верхней части хвостохранилища аварийного сброса было отобрано 11 проб различных литологических разностей. Содержание WO3 и S (II), в зависимости от происхождения песков, варьирует в большом диапазоне: от 0,09 до 0,29% и от 0,78 до 5,8%, соответственно. Повышенные содержания WO3 характерны для средне-крупнозернистых разностей песков. Содержание S (VI) составляет 80 - 82 % от общего содержания S, но в отдельных пробах преимущественно с низкими содержаниями трехокиси вольфрама и общей серы, снижается до 30 %.

Запасы месторождения могут быть оценены как ресурсы категории Pj (см. табл. 2.2). По верхней части длины шурфа изменяются в большом диапазоне: от 0,7 до 9,0 м, поэтому среднее содержание контролируемых компонентов рассчитано с учетом параметров шурфов. На наш взгляд, исходя из приведенной характеристики, с учетом состава лежалых хвостов, их сохранности, условий залегания, засоренности бытовыми отходами, содержания в них WO3 и степени окисления серы, промышленный интерес может представлять лишь верхняя часть хвостохранилища аварийного сброса с ресурсами 1,0 млн. т. песков и 1330 т WO3 с содержанием WO3 0,126 %. Расположение их в непосредственной близости от проектируемой обогатительной фабрики (250-300 м) благоприятствует их транспортировке. Нижняя часть хвостохранилища аварийного сброса подлежит утилизации в рамках программы экологического оздоровления г. Закаменска.

На площади месторождения было отобрано 5 проб. Интервал между точками отбора - 1000-1250 м. Пробы отбирались на всю мощность слоя, анализировались на содержание WO3, Бобщ и S (II) (см. табл. 2.3). Таблица 2.3 - Содержание WO3 и серы в частных пробах АТО Из результатов анализов видно, что содержание WO3 невелико, изменяется от 0,04 до 0,10 %. Среднее содержание S (II) - 0,12% и не представляет практического интереса. Проведенные работы не позволяют рассматривать побочное аллювиальное хвостохранилище в качестве потенциального промышленного объекта. Однако, как источник загрязнения окружающей среды, эти образования подлежат утилизации . Основное хвостохранилище (ОТО) разведано по параллельным разведочным линиям, ориентированным по азимуту 120 и расположенным через 160 - 180 м друг от друга. Разведочные линии ориентированы вкрест простирания дамбы и пульпровода, через который производился сброс хвостов рудообогащения, осаждавшихся субпараллельно гребню дамбы. Таким образом, разведочные линии ориентированы были также вкрест напластованию техногенных отложений. По разведочным линиям бульдозером пройдены траншеи на глубину 3-5 м, из которых осуществлена проходка шурфов на глубину от 1 до 4 м. Глубина траншей и шурфов лимитировалась устойчивостью стенок выработок. Шурфы в траншеях пройдены через 20 - 50 м в центральной части месторождения и через 100 м - на юго-восточном фланге, на площади бывшего пруда-отстойника (ныне высохшего), из которого в период работы комбината осуществлялось водоснабжение обогатительных фабрик.

Площадь ОТО по границе распространения составляет 1015 тыс. м (101,5 га); по длинной оси (вдоль долины рч. Барун-Нарын) вытянуто на 1580 м, в поперечном направлении (вблизи дамбы) ширина его равна 1050 м. На этой площади в пяти основных разведочных линиях из предварительно созданных траншей пройдено 78 шурфов. Следовательно, один шурф освещает площадь 12850 м, что эквивалентно средней сети 130x100 м. В центральной части месторождения, представленной разнозернистыми песками, в районе размещения пульповодов на площади 530 тыс. м (52 % площади ТМО) пройдено 58 шурфов и одна скважина (75 % всех выработок); площадь разведочной сети составила в среднем 90x100 м2. На крайнем юго-восточном фланге на месте бывшего пруда-отстойника в области развития тонкозернистых осадков - илов пройдено 12 шурфов (15 % всего количества), характеризующих площадь около 370 тыс. м (37 % от общей площади техногенного месторождения); средняя площадь сети здесь составила 310x100 м2. В области перехода от разнозернистых песков к илам, сложенной пылеватыми песками, на площади около 115 тыс. м (11% площади техногенного месторождения) пройдено 8 шурфов (10% количества выработок на техногенном месторождении) и средняя площадь разведочной сети составила 145x100 м. Средняя длина опробованного сечения на техногенном месторождении 4,3 м, в том числе по разнозернистым пескам -5,2 м, пылеватым пескам -2,1 м, илам -1,3 м. Абсолютные отметки современного рельефа поверхности техногенного месторождения в опробованных сечениях изменяются от 1110- 1115 м вблизи верхней части дамбы, до 1146 - 148 м в центральной части идо1130-1135мна юго-восточном фланге. В совокупности опробовано 60 - 65% мощности техногенного месторождения. Траншеи, шурфы, зачистки и закопуши задокументированы в М 1:50 -1:100 и опробованы бороздой сечением 0,1x0,05 м2 (1999 г.) и 0,05x0,05 м2 (2000 г.). Длина бороздовых проб составляла 1 м, масса 10 - 12 кг в 1999г. и 4 - 6 кг в 2000г. Суммарная длина опробованных интервалов в разведочных линиях составила 338 м, в целом с учетом участков детализации и отдельных сечений вне сети - 459 м. Масса отобранных проб - 5 т.

Пробы вместе с паспортом (характеристика породы, номер пробы, выработки и исполнитель) упаковывались в полиэтиленовые и затем матерчатые мешки и направлялись в РАЦ Республики Бурятия, где взвешивались, высушивались, анализировались на содержание W03, и S (II) по методикам НС AM . Правильность анализов подтверждена сопоставимостью результатов рядовых, групповых (анализы РАЦ) и технологических (анализы ЦНИГРИ и ВИМСа) проб. Результаты анализа частных технологических проб, отобранных на ОТО, приведены в Приложении 1. Основное (ОТО) и два побочных хвостохранилища (ХАТ и АТО) Джидинского ВМК статистически сравнивались по содержанию WO3 с помощью критерия Стьюдента (см. Приложение 2) . С доверительной вероятностью 95% установлено: - отсутствие значимого статистического различия по содержанию WO3 между частными пробами побочных хвостохранилищ; - средние результаты опробования ОТО по содержанию WO3 в 1999 и 2000 гг. относятся к одной генеральной совокупности. Следовательно, химический состав основного хвостохранилища незначимо изменяется во времени под влиянием внешних воздействий. Все запасы ОТО могут быть переработаны по единой технологии.; - средние результаты опробования основного и побочных хвостохранилищ по содержанию WO3 значимо отличаются друг от друга. Следовательно, для вовлечения минерального сырья побочных хвостохранилищ требуется разработка локальной технологии обогащения.

Технологические свойства минерального сырья

По грансоставу отложения разделяются на три типа осадков: пески разнозернистые; пески пылеватые (алевритистые); илы . Между этими разновидностями осадков существуют постепенные переходы. Более четкие границы наблюдаются по мощности разреза. Они обусловлены чередованием осадков разного грансостава, разного цвета (от темно-зеленого до светло-желтого и серого) и разного вещественного состава (кварц-полевошпатовая нерудная часть и сульфидная с магнетитом, гематитом, гидроокислами железа и марганца). Вся толща слоистая - от тонко до грубослоистой; последняя более характерна для крупнозернистых разностей отложений или прослоев существенно сульфидной минерализации. Мелкозернистые (алевритистые, иловые фракции, либо слои, сложенные темноцветными - амфиболом, гематитом, гетитом) обычно образуют тонкие (первые см - мм) слойки. Залегание всей толщи осадков субгоризонтальное с преобладающим падением в 1-5 в северных румбах. Пески разнозерн истые расположены в северо-западной и центральной части ОТО, что обусловлено осаждением их вблизи очага разгрузки -пульповода. Ширина полосы разнозернистых песков 400-500 м, по простиранию они занимают всю ширину долины - 900-1000 м. Цвет песков серо-желтый, желто-зеленый. Грансостав переменный - от мелкозернистых до крупнозернистых разностей вплоть до линз гравелитов мощностью 5-20 см и протяженностью до 10-15 м. Пески пылеватые (алевритистые) выделяются в виде пласта мощностью 7-10 м (горизонтальная мощность, выход на поверхность 110-120 м). Залегают под разнозернистыми песками. В разрезе представляют собой слоистую толщу серого, зеленовато-серого цвета с чередованием тонкомелкозернистых песков с прослойками илов. Объем илов в разрезе пылеватых песков увеличивается в юго-восточном направлении, где илы составляют основную часть разреза.

Илы слагают юго-восточную часть ОТО и представлены более тонкими частицами отходов обогащения темно-серого, темно-зеленого, голубовато-зеленого цвета с прослойками песков серовато-желтого цвета. Основной особенностью их строения является более однородная, более массивная текстура с реже проявленной и менее отчетливо выраженной слоистостью. Илы подстилают пески пылеватые и залегают на основании ложа - аллювиально-делювиальных отложениях. Гранулометрическая характеристика минерального сырья ОТО с распределением золота, вольфрама, свинца, цинка, меди, флюорита (кальция и фтора) по классам крупности приведена в табл. 2.8. По данным гранулометрического анализа основная масса материала пробы ОТО (около 58%) имеет крупность -1+0,25 мм, по 17% приходится на крупный (-3+1 мм) и мелкий (-0,25+0,1) мм классы. Доля материала крупностью менее 0,1 мм составляет около 8%, из которого половина (4,13%) приходится на шламовый класс-0,044+0 мм. Для вольфрама характерно незначительное колебание содержания в классах крупности от -3 +1 мм до -0,25+0,1 мм (0,04-0,05%) и резкое повышение (до 0,38%) в классе крупности -0,1+0,044 мм. В шламовом классе -0,044+0 мм содержание вольфрама снижается до 0,19%. Накопление гюбнерита происходит только в мелкоразмерном материале, то есть в классе -0,1+0,044 мм. Таким образом, на 25,28% вольфрам сосредоточен в классе -0,1+0,044 мм при выходе данного класса около 4% и на 37,58% в классе -0,1+0 мм при выходе данного класса 8,37%. Дифференциальная и интегральная гистограммы распределения частиц минерального сырья ОТО по классам крупности и гистограммы абсолютного и относительного распределения W по классам крупности минерального сырья ОТО представлены на рис.2.2. и 2.3. В табл. 2.9 приведены данные по вкрапленности гюбнерита и шеелита в минеральном сырье ОТО исходной крупности и измельченном до - 0,5мм.

В классе -5+3 мм исходного минерального сырья нет зерен побнерита и шеелита, а также сростков. В классе -3+1 мм содержание свободных зерен шеелита и гюбнерита достаточно большое (37,2% и 36,1% соответственно). В классе -1+0,5 мм обе минеральные формы вольфрама присутствуют практически в равных количествах, как в виде свободных зерен, так и в виде сростков. В тонких классах -0,5+0,25, -0,25+0,125, -0,125+0,063, -0,063+0 мм содержание свободных зерен шеелита и гюбнерита существенно больше содержания сростков (содержание сростков варьирует от 11,9 до 3,0 %) Класс крупности -1+0,5 мм является граничным и в нем содержание свободных зерен шеелита и гюбнерита и их сростков практически одинаковы. На основании данных табл. 2.9 можно сделать вывод о необходимости классификации обесшламленного минерального сырья ОТО по крупности 0,1 мм и раздельного обогащения получаемых классов. Из крупного класса необходимо выделить свободные зерна в концентрат, а хвосты, содержащие сростки, подвергнуть доизмельчению. Измельченные и обесшламленные хвосты следует объединить с обесшламленным классом -0,1+0,044 исходного минерального сырья и направить на гравитационную операцию II с целью извлечения тонких зерен шеелита и побнерита в промпродукт.

2.3.2 Исследование возможности радиометрической сепарации минерального сырья в исходной крупности Радиометрическая сепарация - процесс крупнокускового разделения руд по содержанию ценных компонентов, основанный на избирательном воздействии различных видов радиационного излучения на свойства минералов и химические элементы. Известно свыше двадцати методов радиометрического обогащения; наиболее перспективные из них - рентгенорадиометрический, рентгенолюминесцентный, радиорезонансный, фотометрический, авторадиометрический и нейтронно-абсорбционный . С помощью радиометрических методов решают следующие технологические задачи: предварительное обогащение с удалением из руды пустой породы; выделение технологических разновидностей, сортов с последующим обогащением по отдельным схемам; выделение продуктов, пригодных для химико-металлургического передела. Оценка радиометрической обогатимости включает два этапа: изучение свойств руд и экспериментальное определение технологических показателей обогащения. На первом этапе изучают следующие основные свойства: содержание ценных и вредных компонентов, гранулометрический состав, одно- и многокомпонентную контрастность руды. На этом этапе устанавливают принципиальную возможность применения радиометрического обогащения, определяют предельные показатели сепарации (на стадии изучения контрастности), выбирают методы и признаки разделения, оценивают их эффективность, определяют теоретические показатели сепарации, разрабатывают принципиальную схему радиометрического обогащения с учетом особенностей технологии последующей переработки. На втором этапе определяют режимы и практические результаты сепарации, проводят укрупнено-лабораторные испытания схемы радиометрического обогащения, выбирают рациональный вариант схемы на основе технико-экономического сравнения комбинированной технологии (с радиометрической сепарацией в начале процесса) с базовой (традиционной) технологией.

В каждом конкретном случае массу, крупность и число технологических проб устанавливают в зависимости от свойств руды, особенностей строения месторождения и способов его разведки . Содержание ценных компонентов и равномерность их распределения в рудном массиве - определяющие факторы применения радиометрического обогащения. На выбор метода радиометрического обогащения влияют присутствие элементов-примесей, изоморфно связанных с полезными минералами и играющих в ряде случаев роль индикаторов, а также содержание вредных примесей, которые также могут быть использованы для этих целей.

Оптимизация схемы переработки ОТО

В связи с вовлечением в промышленную эксплуатацию бедных руд с содержанием вольфрама 0,3-0,4% в последние годы получили распространение многостадиальные комбинированные схемы обогащения, основанные на сочетании гравитации, флотации, магнитной и электрической сепарации, химической доводки бедных флотационных концентратов и др. . Проблемам совершенствования технологии обогащения бедных руд был посвящен специальный Международный Конгресс в 1982 г с Сан-Франциско. Анализ технологических схем действующих предприятий показал, что при рудоподготовке получили распространение различные методы предварительной концентрации: фотометрическая сортировка, предварительная отсадка, обогащение в тяжелых средах, мокрая и сухая магнитная сепарация. В частности, фотометрическая сортировка эффективно используется на одном из крупнейших поставщиков вольфрамовой продукции - на предприятии Маунт Корбайн в Австралии, перерабатывающее руды с содержанием вольфрама 0,09% на крупных фабриках КНР - Тайшань и Сихуашань.

При предварительной концентрации рудных компонентов в тяжелых средах используются высокоэффективные аппараты Динавирпуль фирмы Сала (Швеция). По этой технологии материал классифицируют и класс +0,5 мм обогащают в тяжелой среде, представленной смесью ферросилиция. На некоторых фабриках в качестве предварительной концентрации используют сухую и мокрую магнитную сепарацию. Так, на фабрике Эмерсон в США мокрую магнитную сепарацию используют для выделения содержащегося в руде пирротина и магнетита, и на фабрике Уиудаг в Турции класс - 10 мм подвергают сухому измельчению и магнитной сепарации в сепараторах с низкой магнитной напряженностью для выделения магнетита, а затем обогащают в сепараторах с высокой напряженностью с целью выделения граната. Дальнейшее обогащение включает концентрацию на столах, флотогравитацию и флотацию шеелита. Примером применения многостадиальных комбинированных схем обогащения бедных вольфрамовых руд, обеспечивающих получение высококачественных концентратов, являются технологические схемы, используемые на фабриках КНР. Так, на фабрике Тайшань производительностью 3000 т/сут по руде перерабатывают вольфрамит-шеелитовый материал с содержанием вольфрама 0,25%. Исходная руда подвергается ручной и фотометрической сортировке с удалением в отвал 55% пустой породы. Дальнейшее обогащение производят на отсадочных машинах и концентрационных столах. Полученные черновые гравитационные концентраты доводят методами флотогравитации и флотации. На фабриках Сихуашань, перерабатывающей руды с соотношением вольфрамита к шеелиту 10:1, применяется аналогичный гравитационный цикл. Черновой гравитационный концентрат поступает на флотогравитацию и флотацию, за счет которых удаляют сульфиды. Далее осуществляется мокрая магнитная сепарация камерного продукта с целью выделения вольфрамита и редкоземельных минералов. Магнитную фракцию направляют на электростатическую сепарацию и затем флотацию вольфрамита. Немагнитная фракция поступает на флотацию сульфидов, а хвосты флотации подвергают магнитной сепарации с получением шеелитового и касситерит-вольфрамитового концентратов. Суммарное содержание WO3 составляет 65% при извлечении 85% .

Отмечается расширение объемов использования процесса флотации в сочетании с химической доводкой получаемых при этом бедных концентратов. В Канаде на фабрике Маунт Плезент для обогащения комплексных вольфрамомолибденовых руд принята флотационная технология, включающая флотацию сульфидов, молибденита и вольфрамита. В основной сульфидной флотации извлекают медь, молибден, свинец, цинк. Концентрат перечищают, доизмельчают, подвергают пропарке и кондиционированию с сульфидом натрия. Молибденовый концентрат перечищают и подвергают кислотному выщелачиванию. Хвосты сульфидной флотации обрабатывают кремнефтористым натрием для депрессии минералов пустой породы и флотируют вольфрамит фосфорорганической кислотой с последующим выщелачиванием серной кислотой полученного вольфрамитового концентрата. На фабрике Кантунг (Канада) процесс флотации шеелита осложняется наличием в руде талька, поэтому введен первичный цикл флотации талька, затем флотируют медные минералы и пирротин. Хвосты флотации подвергают гравитационному обогащению с получением двух вольфрамовых концентратов. Хвосты гравитации направляют в цикл флотации шеелита, а полученный флотационный концентрат обрабатывают соляной кислотой. На фабрике Иксшеберг (Швеция) замена гравитационно-флотационной схемы чисто флотационной позволило получить шеелитовый концентрат с содержанием 68-70% WO3 при извлечении 90% (по гравитационно-флотационной схеме извлечение было 50%) . Большое внимание в последнее время уделяется совершенствованию технологии извлечения вольфрамовых минералов из шламов по двум основным направлениям: гравитационное обогащение шламов на современных многодечных концентраторах (аналогично обогащению оловосодержащих шламов) с последующей доводкой концентрата флотацией и обогащения на мокрых магнитных сепараторах с высокой напряженностью магнитного поля (для вольфрамитовых шламов).

Примером применения комбинированной технологии являются фабрики КНР. Технология включает сгущение шламов до 25-30% твердого, сульфидную флотацию, обогащение хвостов в центробежных сепараторах. Получаемый черновой концентрат (содержание WO3 24,3% при извлечении 55,8%) поступает на флотацию вольфрамита с использованием в качестве собирателя фосфорорганической кислоты. Флотационный концентрат с содержанием 45% WO3 подвергают мокрой магнитной сепарации с получением вольфрамитового и оловянного концентратов. По этой технологии из шламов с содержанием 0,3-0,4% WO3 получают вольфрамитовый концентрат с содержанием 61,3% WO3 при извлечении 61,6%. Таким образом, технологические схемы обогащения вольфрамовых руд направлены на повышение комплексности использования сырья и выделения в самостоятельные виды продукции всех попутных ценных компонентов. Так, на фабрике Куда (Япония) при обогащении комплексных руд получают 6 товарных продуктов . С целью определения возможности доизвлечения полезных компонентов из лежалых хвостов обогащения в середине 90-х гг. в ЦНИГРИ изучена технологическая проба с содержанием триоксида вольфрама 0,1%. Установлено, что основным ценным компонентом в хвостах является вольфрам. Содержания цветных металлов довольно низкие: меди 0,01-0,03; свинца - 0,09-0,2; цинка -0,06-0,15%, золото и серебро в пробе не обнаружены. Проведенные исследования показали, что для успешного извлечения триоксида вольфрама потребуются значительные расходы на доизмельчение хвостов и на данном этапе вовлечение их в переработку не перспективно.

Технологическая схема обогащения полезных ископаемых, включающая два и более аппаратов, воплощает в себе все характерные черты сложного объекта, а оптимизация технологической схемы может составить, по-видимому, основную задачу системного анализа. В решении этой задачи могут быть использованы почти все рассмотренные ранее методы моделирования и оптимизации. Однако структура схем обогатительных фабрик настолько сложна, что необходимо рассмотреть дополнительные методы оптимизации. Действительно, для схемы, состоящей хотя бы из 10-12 аппаратов, трудно реализовать обычный факторный эксперимент или проводить множественную нелинейную статистическую обработку. В настоящее время намечается несколько путей оптимизации схем эволюционный путь обобщения накопленного опыта и осуществления шага в удачном направлении изменения схемы.

Полупромышленные испытания разработанной технологической схемы обогащения ОТО и промышленной установки

Испытания проведены в октябрь-ноябрь 2003 г. При испытаниях за 24 часа переработано 15 т исходного минерального сырья. Результаты опробования разработанной технологической схемы представлены на рис. 3.4 и 3.5 и в табл. 3.6. Видно, что выход кондиционного концентрата равен 0,14%, содержание 62,7% при извлечении WO3 49,875%. Результаты спектрального анализа представительной пробы полученного концентрата, приведенные в табл. 3.7, подтверждают, что W-концентрат III магнитной сепарации является кондиционным и соответствует марке КВГ (Т) ГОСТа 213-73 «Технические требования (состав,%) к вольфрамовым концентратам, получаемым из вольфрамсодержащих руд» . Следовательно, разработанная технологическая схема извлечения W из лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК может быть рекомендована к промышленному использованию и лежалые хвосты переведены в дополнительное промышленное минеральное сырье Джидинского ВМК.

Для промышленной переработки лежалых хвостов по разработанной технологии при Q=400 т/ч разработан перечень оборудования, приведенный в На проведение обогатительной операции в крупности +0,1 мм рекомендуется обязательно устанавливать центробежный сепаратор KNELSON с непрерывной разгрузкой концентрата, в то время как при центробежном обогащении класса -0,1 мм необходимо осуществлять на центробежном сепараторе KNELSON с периодической разгрузкой концентрата. Таким образом установлено, что наиболее эффективным способом извлечения WO3 из ОТО крупностью -3+0,5 мм является винтовая сепарация; из классов крупности -0,5+0,1 и -0,1+0 мм и измельченных до -0,1 мм хвостов первичного обогащения - центробежная сепарация. Существенные особенности технологии переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК заключаются в следующем: 1. Необходима узкая классификация питания, направляемого на первичное обогащение и доводку; 2. Необходим индивидуальный подход при выборе метода первичного обогащения классов различной крупности; 3. Получение отвальных хвостов возможно при первичном обогащении самого тонкого питания (-0,1+0,02мм); 4. Использование операций гидроциклонирования для совмещения операций обезвоживания и разделения по крупности. Слив содержит частицы крупностью -0,02 мм; 5. Компактность расположения оборудования. 6. Рентабельность технологической схемы (ПРИЛОЖЕНИЕ 4), конечный продукт кондиционный концентрат, удовлетворяющий требованиям ГОСТа 213-73.

Киселёв, Михаил Юрьевич

Вольфрамовые минералы, руды и концентраты

Вольфрам - малораспространенный элемент, среднее его содержание в земной коре Ю-4 % (по массе). Известно око­ло 15 минералов вольфрама, однако практическое значение имеют только минералы группы вольфрамита и шеелит.

Вольфрамит (Fe, Mn)WO4 представляет собой изоморфную смесь (твердый раствор) вольфраматов железа и марганца. Если в минерале вольфрамата железа более 80 %, минерал называют ферберитом, в случае преобладания вольфрамата марганца (более 80%) - гюбнеритом. Смеси, лежащие по со­ставу между этими пределами, называют вольфрамитами. Ми­нералы группы вольфрамита окрашены в черный или коричне­вый цвет и обладают высокой плотностыо(7Д-7,9 г/см3) и твердостью 5-5,5 по минералогической шкале. В минерале содержится 76,3-76,8 % W03. Вольфрамит слабомагнитен.

Шеелит CaWOA - вольфрамат кальция. Цвет минерала - бе­лый, серый, желтый, бурый. Плотность 5,9-6,1 г/см3, твер­дость по минералогической шкале 4,5-5. Шеелит часто со­держит изоморфную примесь повеллита - СаМо04. При облуче­нии ультрафиолетовыми лучами шеелит флюоресцирует сине - голубым светом. При содержании молибдена более 1 % флюо­ресценция приобретает желтую окраску. Шеелит немагнитен.

Вольфрамовые руды обычно бедны вольфрамом. Минимальное содержание W03 в рудах, при которых рентабельна их экс­плуатация, в настоящее время составляет 0,14-0,15 % для крупных и 0,4-0,5% для мелких месторождений.

Вместе с минералами вольфрама в рудах встречаются мо­либденит, касситерит, пирит, арсенопирит, халькопирит, танталит или колумбит и др.

По минералогическому составу различают два типа мес­торождений - вольфрамитовые и шеелитовые, а по форме руд­ных образований - жильный и контактовый типы.

В жильных месторождениях вольфрамовые минералы большей частью залегают в кварцевых жилах небольшой мощности (0,3-1 м). Контактовый тип месторождений связан с зонами контакта гранитных пород с известняками. Для них харак­терны залежи шеелитоносного скарна (скарны - окварцован - ные известняки). К рудам скарнового типа относится круп­нейшее в СССР Тырны-Аузское месторождение на Северном Кавказе. При выветривании жильных месторождений вольфра­мит и шеелит накапливаются, образуя россыпи. В последних вольфрамит часто сочетается с касситеритом.

Вольфрамовые руды обогащают, получая стандратные кон­центраты, содержащие 55-65 % W03. Высокой степени обога­щения вольфрамитовых руд достигают, применяя различные методы: гравитацию, флотацию, магнитную и электростати­ческую сепарацию.

При обогащении шеелитовых руд используют гравитацион­но-флотационные или чисто флотационные схемы.

Извлечение вольфрама в кондиционные концентраты при обогащении вольфрамовых руд колеблется от 65-70 % до 85-90 %.

При обогащении сложных по составу или труднообогатимых руд иногда экономически выгодно выводить из цикла обога­щения промпродукты с содержанием 10-20 % W03 на химичес­кую (гидрометаллургическую) переработку, в результате ко­торой получают "искусственный шеелит" или технический триоксид вольфрама. Подобные комбинированные схемы обес­печивают высокое извлечение вольфрама из руд.

Государственный стандарт(ГОСТ 213-73) предусматривает содержание W03 в вольфрамовых концентратах 1-го сорта не ниже 65 %, 2-го сорта - не ниже 60 %. В них лимитируется содержание примесей Р, S, As, Sn, Си, Pb, Sb, Ві в пре­делах от сотых долей процента до 1,0 % в зависимости от сорта и назначения концентрата.

Разведанные запасы вольфрама по состоянию на 1981 г. оцениваются в 2903 тыс. т, из них в КНР 1360 тыс. т. Значи­тельными запасами обладают СССР, Канада, Австралия, США, Южная и Северная Корея, Боливия, Бразилия, Португалия. Производство вольфрамовых концентратов в капиталистичес­ких и развивающихся странах в период 1971 - 1985 гг. ко­лебалось в пределах 20 - 25 тыс. т (по содержанию ме­талла).

Способы переработки вольфрамовых концентратов

Основной продукт непосредственной переработки вольфра­мовых концентратов (помимо ферровольфрама, выплавляемого для нужд черной металлургии) - триоксид вольфрама. Он служит исходным материалом для вольфрама и карбида вольфрама - главной составляющей твердых сплавов.

Производственные схемы переработки вольфрамовых кон­центратов подразделяют на две группы в зависимости от принятого способа разложения:

Вольфрамовые концентраты спекают с содой или обра­батывают водными растворами соды в автоклавах. Вольфрами - товые концентраты иногда разлагают водными растворами ги - дроксида натрия.

Концентраты разлагают кислотами.

В тех случаях, когда для разложения применяют щелочные реагенты, получают растворы вольфрамата натрия, из кото­рых после очистки от примесей производят конечные проду­кты - паравольфрамат аммония (ПВА) или вольфрамовую кис­лоту. 24

При разложении концентрата кислотами получают осадки технической вольфрамовой кислоты, которую в последующих операциях очищают от примесей.

Разложение вольфрамовых концентратов. щелочными реагентами Спекание с Na2C03

Спекание вольфрамита с Na2C03. Взаимодействие вольфрамита с содой в присутствии кислоро­да активно протекает при 800-900 С и описывается следую­щими реакциями: 2FeW04 + 2Na2C03 + l/202 = 2Na2W04 + Fe203 + 2C02; (l) 3MnW04 + 3Na2C03 + l/202 = 3Na2W04 + Mn304 + 3C02. (2)

Эти реакции протекают с большой убылью энергии Гиббса и практически необратимы. При соотношении в вольфрамите FeO:MnO = i:i AG°1001C = -260 кДж/моль. При избытке Na2C03 в шихте 10-15 % сверх стехиометрического количества достигается полное разложение концентрата. Для ускорения окисления железа и марганца в шихту иногда вводят 1-4 % селитры.

Спекание вольфрамита с Na2C03 на отечественных пред­приятиях проводят в трубчатых вращающихся печах, футеро­ванных шамотным кирпичом. Во избежание расплавления шихты и образования настылей (наростов) в зонах печи с более низкой температурой в шихту добавляют хвосты от выщелачи­вания спеков (содержащих оксиды железа и марганца), сни­жая содержание в ней W03 до 20-22 %.

Печь длиной 20 м и внешним диаметром 2,2 м при скоро­сти вращения 0,4 об/мин и угле наклона 3 имеет произво­дительность 25 т/сут по шихте.

Составляющие шихты (измельченный концентрат, Na2C03, селитра) с помощью автоматических весов подаются из бун­керов в шнековый смеситель. Шихта- поступает в бункер печи, из которого подается в печь. Куски спека по выходе из печи проходят дробильные валки и мельницу мокрого раз­мола, из которой пульпу направляют в выше лачиватель (рис.1).

Спекание шеелита с Na2C03. При темпе­ратурах 800-900 С взаимодействие шеелита с Na2C03 может протекать, по двум реакциям:

CaW04 + Na2CQ3 Na2W04 + СаС03; (1.3)

CaW04 + Na2C03 *=*■ Na2W04 + CaO + C02. (1.4)

Обе реакции иду г с относительно небольшим изменением энергии Гиббса.

Реакция (1.4) протекает в заметной степени выше 850 С, когда наблюдается разложение СаС03. Присутствие оксида кальция в спеке приводит при выщелачивании спека водой к образованию малорастворимого вольфрамата кальция, что снижает извлечение вольфрама в раствор:

Na2W04 + Са(ОН)2 = CaW04 + 2NaOH. (1.5)

При большом избытке Na2C03 в шихте эта реакция в зна­чительной мере подавляется взаимодействием Na2C04 с Са(ОН)2 с образованием СаС03.

Для снижения расхода Na2C03 и предотвращения образова­ния свободного оксида кальция в шихту добавляют кварцевый песок для связывания оксида кальция в труднорасворимые силикаты:

2CaW04 + 2Na2C03 + Si02 = 2Na2W04 + Ca2Si04 + 2C02;(l.6) AG°100IC = -106,5 кДж.

Все же и в этом случае для обеспечения высокой степени извлечения вольфрама в раствор приходится вводить в шихту значительный избыток Na2C03 (50-100% от стехиометричес - кого количества).

Спекание шихты шеелитового концентрата с Na2C03 и ква­рцевым песком проводят в барабанных печах, как выше опи­сано для вольфрамита при 850-900 °С. Для предотвращения плавления в шихту добавляют отвалы выщелачивания (содер­жащие в основном силикат кальция) из расчета снижения со­держания W03 до 20-22%.

Выщелачивание содовых спеко в. При выщелачивании спеков водой в раствор переходят вольф­рамат натрия и растворимые соли примесей (Na2Si03, Na2HP04, Na2HAs04, Na2Mo04, Na2S04), а также избыток Na2C03. Выщелачивание ведут при 80-90 °С в стальных реак­торах с механическим перемешиванием, работающих в иерио-

Концентратов с содой:

Элеватор, подающий концентрат в мельницу; 2 - шаровая мельница, работаю­щая в замкнутом цикле с воздушным сепаратором; 3 - шнек; 4 - воздушный сепа­ратор; 5 - рукавный фильтр; 6 - автоматические весовые дозаторы; 7 - транс­портирующий шнек; 8 - шнековый смеситель; 9 - бункер шихты; 10 - питатель;

Барабанная печь; 12 - валковая дробилка; 13 - стержневая мельница- выщелачиватель; 14 - реактор с мешалкой

Дическом режиме, или барабанных вращающихся выщелачивате- лях непрерывного действия. Последние заполняют дробящими стержнями для измельчения кусков спека.

Извлечение вольфрама из спека в раствор составляет 98-99 %. Крепкие растворы содержат 150-200 г/л W03.

Автоклави о-с одовый способ разложения вольфрамовых концентратов

Автоклавно-содовый способ предложен и разработан в СССР1 применительно к переработке шеелитовых концентратов и промпродуктов. В настоящее время способ применяют на ряде отечественных заводов и в зарубежных странах.

Разложение шеелита растворами Na2C03 основано на обменной реакции

CaW04CrB)+Na2C03(pacTB)^Na2W04(pacTB)+CaC03(TB). (1.7)

При 200-225 °С и соответствующем избытке Na2C03, зави­сящем от состава концентрата, разложение протекает с до­статочной скоростью и полнотой. Концентрационные констан­ты равновесия реакции (1.7) имеют небольшую величину, возрастают с температурой и зависят от содового эквива­лента (т. е. количества молей Na2C03, приходящихся на 1 моль CaW04).

При содовом эквиваленте, равном 1 и 2 при 225 С, кон­станта равновесия (Кс = С /С cq) равна 1,56 и

0,99 соответственно. Из этого следует, что при 225 С ми­нимально необходимый содовый эквивалент равен 2 (т. е. из­быток Na2C03 равен 100 %). Реальный избыток Na2C03 выше, так как с приближением к равновесию скорость процесса за­медляется. Для шеелитовых концентратов с содержанием 45-55 % W03 при 225 С необходим содовый эквивалент 2,6-3. Для промпродуктов, содержащих 15-20 % W03, тре­буется 4-4,5 моля Na2C03 на 1 моль CaW04.

Образующиеся на частицах шеелита пленки СаС03 пористые и до толщины 0,1-0,13 мм не обнаружено их влияние на ско­рость разложения шеелита растворами Na2C03. При интенсив­ном перемешивании скорость процесса определяется скоро­стью химической стадии, что подтверждается высоким значе­нием кажущейся энергии активации Е = 75+84 кДж/моль. Однако в случае недостаточной скорости перемешивания (что

Имеет место в горизонтальных вращающихся автоклавах) реа­лизуется промежуточный режим: скорость процесса опреде­ляется и скоростью подвода реагента к поверхности, и ско­ростью химического взаимодействия.

0,2 0,3 0, it 0,5 0,5 0,7 0,8 Ш гЩУШгС031

Как видно из рис.2, удельная скорость реакции умень­шается примерно обратно пропорционально возрастанию отно­шения молярных концентраций Na2W04:Na2C03 в растворе. Это

Ряс. 2. Зависимость удельной ско­рости разложения шеелита раство­ром соды в автоклаве j от моляр­ного отношения концентраций Na2W04/Na2C03 в растворе при

Обусловливает необходимость существенного избытка Na2C03 против минимально необходимого, определяемого значением константы равновесия. Для снижения расхода Na2C03 прово­дят двухстадийное противоточное выщелачивание. В этом случае хвосты после первого выщелачивания, в которых мало вольфрама (15-20 % от исходного), обрабатывают свежим ра­створом, содержащим большой избыток Na2C03. Получаемый раствор, являющийся оборотным, поступает на первую стадию выщелачивания.

Разложение растворами Na2C03 в автоклавах применяют также для вольфрамитовых концентратов, однако реакция в этом случае протекает сложней, так как сопровождается ги­дролитическим разложением карбоната железа (карбонат мар­ганца гидролизуется лишь частично). Разложение вольфрами­та при 200-225 °С можно представить следующими реакциями:

MnW04(TB)+Na2C03(paCT)^MiiC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.8)

FeW04(TB)+NaC03(pacT)*=iFeC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.9)

FeC03 + HjO^FeO + Н2С03; (1.10)

Na2C03 + H2C03 = 2NaHC03. (l. ll)

Образующийся оксид железа FeO при 200-225 °С претерпе­вает превращение по реакции:

3FeO + Н20 = Fe304 + Н2.

Образование гидрокарбоната натрия ведет к снижению ко­нцентрации Na2C03 в растворе и требует большого избытка реагента.

Для достижения удовлетворительных показателей разложе­ния вольфрамитовых концентратов необходимо тонкое их из­мельчение и увеличение расхода Na2C03 до 3,5-4,5 г-экв в зависимости от состава концентрата. Более трудно разла­гаются высокомарганцовистые вольфрамиты.

Добавление в автоклавную пульпу NaOH или СаО (что при­водит к каустификации Na2C03) позволяет улучшить степень разложения.

Скорость разложения вольфрамита можно увеличить введением в автоклавную пульпу кислорода (воздуха), окисляющего Fe (II) и Mil (II), что приводит к разрушению кристаллической решетки минерала на реагирующей поверхности.

Вторичный пар

Ряс. 3. Автоклавная установка с горизонтально вращающимся автоклавом: 1 - автоклав; 2 - загрузочная труба для пульпы (по ней же вводится пар); 3 - пульповый насос; 4 - манометр; 5 - реактор-подогреватель пульпы; 6 - самоис­паритель; 7 - каплеотделитель; 8 - ввод пульпы в самоиспаритель; 9 - отбой­ник из броневой стали; 10 - труба для отвода пульпы; 11 - сборник пульпы

Выщелачивание проводят в стальных горизонтальных вра­щающихся автоклавах с обогревом острым паром (рис.3) и вертикальных автоклавах непрерывного действия с перемеши­ванием пульпы барботажным паром. Примерный режим процес­са: температура 225 давление в автоклаве ~2,5 Мпа, отношение Т:Ж=1:(3,5*4), продолжительность на каждой ста­дии 2-4 ч.

На рис.4 приведена схема батареи автоклавов. Исходная автоклавная пульпа, подогретая паром до 80-100 °С, по­дается насосом в автоклавы, в которых нагревается до

Вторичный пар

Рве. 4. Схема автоклавной установки непрерывного действия: 1 - реактор для подогрева исходной пульпы; 2 - поршневой насос; 3 - автокла вы; 4 - дроссель; 5 - самоиспаритель; 6 - сборник пульпы

200-225 °С острым паром. При непрерывном режиме работы давление в автоклаве поддерживается путем выпуска пульпы через дроссель (калиброванную шайбу из твердого сплава). Пульпа поступает в самоиспаритель - сосуд, находящийся под давлением 0,15-0,2 МПа, где происходит быстрое охлаж­дение пульпы вследствие интенсивного испарения. Преимуще­ства автоклавно-содового разложения шеелитовых концентра­тов перед спеканием состоят в исключении печного процесса и несколько меньшем содержании примесей в вольфрамахных растворах (особенно фосфора и мышьяка).

К недостаткам способа следует отнести большой расход Na2C03. Высокая концентрация избыточной Na2C03 (80-120 г/л) влечет за собой повышенный расход кислот на нейтрализацию растворов и соответственно большие затраты на утилизацию сбросных растворов.

Разложение вольфраматовых к о н ц е н і р атов раств о р а м и гидроксида натрия

Растворы гидроксида натрия разлагают вольфрамит по обменной реакции:

Me WC>4 + 2Na0Hi=tNa2W04 + Ме(0 Н)2, (1.13)

Где Me - железо, марганец.

Величина концентрационной константы этой реакции Кс = 2 при температурах 90, 120 и 150 °С равна соответственно 0,68; 2,23 и 2,27.

Полное разложение (98-99 %) достигается при обработке тонкоизмельченного концентрата 25-40 %-ным раствором гид­роксида натрия при 110-120 °С. Требуемый избыток щелочи - 50 % и выше. Разложение проводят в стальных герметичных реакторах, снабженных мешалками. Пропускание в раствор воздуха ускоряет процесс благодаря окислению гидроксида железа (II) Fe(OH)2 в гидратированный оксид железа (III) Fe203-«H20 и гидроксида марганца (II) Мп(ОН)2 в гидрати­рованный оксид марганца (IV) Мп02-лН20.

Применение разложения растворами щелочи целесообразно лишь для высокосортных вольфрамитовых концентратов (65-70 % W02) с небольшим содержанием примеси кремнезема и силикатов. При обработке низкосортных концентратов по­лучают сильно загрязненные растворы и труднофильгруемые осадки.

Переработка растворов вольфрамата натрия

Растворы вольфрамата натрия, содержащие 80-150 г/л W03, с целью получения триоксида вольфрама требуемой чис­тоты до настоящего времени преимущественно перерабатывали по традиционной схеме, которая включает: очистку от сое­динений элементов-примесей (Si, Р, As, F, Мо); осаждение

Вольфрамага кальция (искусственного шеелита) с последую­щим его разложением кислотами и получением технической вольфрамовой кислоты; растворение вольфрамовой кислоты в аммиачной воде с последующей выпаркой раствора и кристал­лизацией паравольфрамата аммония (ПВА); прокаливание ПВА с получением чистого триоксида вольфрама.

Основной недостаток схемы - многостадийность, проведе­ние большинства операций в периодическом режиме, длитель­ность ряда переделов. Разработана и уже используется на некоторых предприятиях экстракционная и ионообменная тех­нология перевода растворов Na2W04 в растворы (NH4)2W04. Ниже кратко рассмотрены основные переделы традиционной схемы и новые экстракционный и ионообменный варианты тех­нологии.

Очистка от примесей

Очистка от кремния. При содержании в растворах Si02, превышающем 0,1 % от содержания W03, необходима предварительная очистка от кремния. Очистка основана на гидролитическом разложении Na2Si03 при кипя­чении раствора, нейтрализованного до рН=8*9 с выделением кремниевой кислоты.

Растворы нейтрализуют соляной кислотой, добавляемой тонкой струйкой при перемешивании (во избежание местных перекислений) к нагретому раствору вольфрамата натрия.

Очистка от фосфора и мышьяка. Для очистки от фосфат - и арсенат-ионов используют метод осаждения аммонийно-магниевых солей Mg(NH4)P04 6Н20 и Mg(NH4)AsC)4 6Н20. Растворимость этих солей в воде при 20 С 0,058 и 0,038 % соответственно. В присутствии избытка ионов Mg2+ и NH4 растворимость ниже.

Осаждение примесей фосфора и мышьяка ведут на холоду:

Na2HP04 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)P04 + 2NaCl +

Na2HAsQ4 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)AsQ4 + 2NaCl +

После длительного стояния (48 ч) из раствора выпадают кристаллические осадки аммонийно-магниевых солей.

Очистка от фторид-ионов. При высо­ком содержании флюорита в исходном концентрате содержание фторид-ионов достигает 5 г/л. Растворы очищают от фторид - ионов осаждением фторидом магния из нейтрализованного раствора, в который добавляют MgCl2. Очистку от фтора мо­жно сочетать с гидролитическим выделением кремниевой кис­лоты.

Очистка от молибдена. Растворы вольф­рамата натрия" необходимо очищать от молибдена в том слу­чае, если его содержание превышает 0,1 % от содержания W03 (т. е. 0,1-0,2 т/л). При концентрации молибдена 5-10 г/л (например, при переработке шеелито-повеллитовых Тырны- Аузских концентратов) выделение молибдена приобретает особое значение, так как имеет целью получение молибдено­вого химического концентрата.

Распространенный способ состоит в осаждении из раство­ра малорастворимого трисульфида молибдена MoS3.

Известно, что при добавлении в растворы вольфрамата или молибдата натрия сернистого натрия образуются сульфо - соли Na23S4 или оксосульфосоли Na23Sx04_x (где Э - Мо или W):

Na2304 + 4NaHS = Na23S4 + 4NaOH. (1.16)

Константа равновесия этой реакции для Na2Mo04 значите­льно больше, чем для Na2W04(^^0 » Кцг). Поэтому, если в раствор добавлено количество Na2S, достаточное лишь для взаимодействия с Na2Mo04 (с небольшим избытком), то преи­мущественно образуется сульфосоль молибдена. При после­дующем подкислении раствора до рН=2,5*3,0 сульфосоль раз­рушается с выделением трисульфида молибдена:

Na2MoS4 + 2НС1 = MoS3 j + 2NaCl + H2S. (1.17)

Оксосульфосоли разлагаются с выделением оксосульфидов (например, MoSjO и др.). Вместе с трисульфидом молибдена" соосаждается некоюрое количество трисульфида вольфрама. Растворением сульфидного осадка в растворе соды и повтор­ным осаждением трисульфида молибдена получают молибдено­вый концентрат с содержанием W03 не более 2 % при потере вольфрама 0,3-0,5 % от исходного количества.

После частичного окислительного обжига осадка трисуль - фида молибдена (при 450-500 °С) получают молибденовый хи­мический концентрат с содержанием 50-52 % молибдена.

Недостаток способа осаждения молибдена в составе три- сульфида - выделение сероводорода по реакции (1.17), что требует затрат на обезвреживание газов (используют погло­щение H2S в скруббере, орошаемом раствором гидроксида на­трия). Выделение трисульфида молибдена ведут из раствора, нагретого до 75-80 С. Операцию проводят в герметичных стальных реакторах, гуммированных или покрытых кислотоу­порной эмалью. Осадки трисульфида отделяют от раствора фильтрацией на фильтр-прессе.

Получение вольфрамовой кислоты из растворов вольфрамата натрия

Вольфрамовую кислоту можно непосредственно выделить из раствора вольфрамата натрия соляной или азотной кислота­ми. Однако этот способ применяют редко вследствие трудно­стей отмывки осадков от ионов натрия, содержание которых в триоксиде вольфрама лимитировано.

Большей частью первоначально из раствора осаждают во­льфрамат кальция, который затем разлагают кислотами. Во­льфрамат кальция осаждают, добавляя в нагретый до 80-90 С раствор вольфрамата натрия раствор СаС12 при остаточной щелочности раствора 0,3-0,7 %. При этом выпа­дает белый мелкокристаллический легко отстаивающийся оса­док, в маточном растворе остаются ионы натрия, что обес­печивает низкое их содеражние в вольфрамовой кислоте. Из раствора осаждается 99-99,5 % W, маточные растворы содер­жат 0,05-0,07 г/л W03. Отмытый водой осадок CaW04 в виде пасты или пульпы поступает на разложение соляной кислотой при нагревании до 90°:

CaW04 + 2НС1 = H2W04i + CaCl2. (1.18)

При разложении поддерживают высокую конечную кислотность пульпы (90-100 г/л НСІ), что обеспечивает отделение воль­фрамовой кислоты от примесей соединений фосфора, мышьяка и отчасти молибдена (молибденовая кислота растворяется в соляной кислоте). Осадки вольфрамовой кислоты требуют тщательной отмывки от примесей (особенно от солей кальция

И натрия). В последние годы освоена непрерывная промывка вольфрамовой кислоты в пульсационных колоннах, что сущес­твенно упростило операцию.

На одном из предприятий в СССР при переработке раство­ров вольфрамата натрия вместо соляной кислоты используют азотную кислоту для нейтрализации растворов и разложения осадков CaW04, а осаждение последнего проводят, вводя в растворы Ca(N03)2. В этом случае азотнокислые маточные растворы утилизируют, получая азотнокислые соли, исполь­зуемые в качестве удобрения.

Очистка технической вольфрамовой кислоты и получение W03

Техническая вольфрамовая кислота, полученная описанным выше способом, содержит 0,2-0,3 % примесей. В результате прокаливания кислоты при 500-600 С получают триоксид во­льфрама, пригодный для производства твердых сплавов на основе карбида вольфрама. Однако для производства воль­фрама необходим триоксид более высокой чистоты с суммар­ным содержанием примесей не более 0,05 %.

Общепринят аммиачный способ очистки вольфрамовой кис­лоты. Она легко растворяется в аммиачной воде, при этом большая часть примесей остается в осадке: кремнезем, гид - роксиды железа и марганца и кальций (в виде CaW04). Одна­ко аммиачные растворы могут содержать примесь молибдена, соли щелочных металлов.

Из аммиачного раствора выделяют, в результате выпаривания и последующего охлаждения, кристаллический осадок ПВА:

Выпаривание

12(NH4)2W04 * (NH4)10H2W12O42 4Н20 + 14NH3 +

В производственной практике состав ПВА часто записыва­ют в оксидной форме: 5(NH4)20- 12W03- 5Н20, что не отражает химической его природы как соли изополикислоты.

Выпаривание ведут в аппаратах периодического или не­прерывного действия, изготовленных из нержавеющей стали. Обычно в кристаллы выделяют 75-80 % вольфрама. Более глу­бокую кристаллизацию проводить нежелательно во избежание загрязнения кристаллов примесями. Существенно, что боль­шая часть примеси молибдена (70-80 %) остается в маточном растворе. Из маточного раствора, обогащенного примесями, вольфрам осаждают в виде CaW04 или H2W04, возвращаемых на соответствующие стадии производственной схемы.

Кристаллы ПВА отжимают на фильтре, затем на центрифуге, промывают холодной водой и сушат.

Триоксид вольфрама получают термическим разложением вольфрамовой кислоты или ПВА:

H2W04 =» W03 + Н20;

(NH4)10H2W12O42 4Н20 = 12W03 + 10NH3 + 10Н20. (1.20)

Прокаливание проводят во вращающихся электропечах с трубой из жаростойкой стали 20Х23Н18. Режим прокаливания зависит от назначения триоксида вольфрама, требуемой ве­личины его частиц. Так, для получения вольфрамовой прово­локи марки ВА (см. ниже) ПВА прокаливают при 500-550 °С, проволоки марок ВЧ и ВТ (вольфрам без присадок) - при 800-850 °С.

Вольфрамовую кислоту прокаливают при 750-850 °С. Трио­ксид вольфрама, полученный из ПВА, имеет более крупные частицы, чем триоксид, полученный из вольфрамовой кисло­ты. В триоксиде вольфрама, предназначенном для производ­ства вольфрама, содержание W03 должно быть не ниже 99,95 % для производства твердых сплавов - не ниже 99,9 %.

Экстракционный и ионообменный способы переработки растворов вольфрамата натрия

Переработка растворов вольфрамата натрия существенно упрощается при извлечении вольфрама из растворов экстра­кцией органическим экстрагентом с последующей реэкстрак - цией из органической фазы раствором аммиака с выделением из аммиачного раствора ПВА.

Поскольку в широком интервале рН=7,5+2,0 вольфрам на­ходится в растворах в форме полимерных анионов, для экст­ракции применяют анионообменные экстрагенты: соли аминов или четвертичных аммониевых оснований. В частности, в промышленной практике используют сернокислую соль триок- тиламина (i?3NH)HS04 (где R - С8Н17). Наиболее высокие по­казатели экстракции вольфрама наблюдаются при рН=2*4.

Экстракция описывается уравнением:

4(i?3NH)HS04(opr) + Н2\У120*"(водн) + 2Н+(водн)ї=ї

Ї=ї(Д3ГШ)4Н4\У12О40(орг) + 4Н80;(водн). (l.2l)

Амин растворяют в керосине, в который добавляют техни­ческую смесь многоатомных спиртов (С7 - С9) для предотв­ращения выделения твердой фазы (вследствие малой раство­римости солей аминов в керосице). Примерный состав орга­нической фазы: амины 10 %, спирты 15 %, керосин - осталь­ное.

На экстракцию направляются растворы, очищенные от мрлибдена, а также примесей фосфора, мышьяка, кремния и фтора.

Вольфрам из органической фазы реэкстрагируют аммиачной водой (3-4 % NH3), получая растворы вольфрамата аммония, из которых выпаркой и кристаллизацией выделяют ПВА. Экс­тракцию проводят в аппаратах типа смеситель-отстойник или в пульсационных колоннах с насадкой.

Преимущества экстракционной переработки растворов вол­ьфрамата натрия очевидны: сокращается число операций тех­нологической схемы, создается возможность осуществления непрерывного процесса получения растворов вольфрамата Ам­мония из растворов вольфрамата натрия, сокращаются произ­водственные площади.

Сточные воды экстракционного передела могут содержать примесь 80-100 мг/л аминов, а также примеси высших спир­тов и керосина. Для очистки от этих экологически вредных примесей применяют методы пенной флотации и адсорбцию на активированном угле.

Экстракционная технология используется на зарубежных предприятиях и реализована также на отечественных заводах.

Применение ионообменных смол - конкурирующее с экстра­кцией направление схемы переработки растворов вальфрамата натрия. С этой целью применяют низкоосновные аниониты, содержащие аминные группы (чаще третичные аминьі) или амфотерные смолы (амфолиты), содержащие карбоксильные и аминные группы. При рН=2,5+3,5 на смолах сорбируются по­лианионы вольфрама, причем для некоторых смол полная емкость составляет 1700-1900 мг W03 на 1 г смолы. В слу­чае смолы в 8С>5~-форме сорбция и элюация описываются соответственно уравнениями:

2tf2S04 + H4W12044; 5^«4H4W12O40 + 2SOf; (1.22)

I?4H4WI2O40 + 24NH4OH = 12(NH4)2W04 +4ДОН + 12H20. (l.23)

Ионообменный способ разработан и применен на одном из предприятий СССР. Требуемое время контакта смолы с раст­вором 8-12 ч. Процесс проводят в каскаде ионообменных ко­лонн со взвешенным слоем смолы в непрерывном режиме. Зат­рудняющим обстоятельством является частичное выделение на стадии элюирования кристаллов ПВА, что требует их отделе­ния от частиц смолы. В результате элюации получают раст­воры, содержащие 150-170 г/л W03, поступающие на выпарку и кристаллизацию ПВА.

Недостаток ионообменной технологии по сравнению с экс­тракционной состоит в неблагоприятной кинетике (длитель­ность контакта 8-12 ч против 5-10 мин при экстракции). Вместе с тем к преимуществам ионитов следует отнести отсутствие сбросных растворов, содержащих органические примеси, а также пожаробезопасность и нетоксичность смол.

Разложение шеелитовых концентратов кислотами

В промышленной практике, преимущественно при переработке высокосортных шеелитовых концентратов (70-75 % W03), применяют непосредственное разложение шеелита соляной кислотой.

Реакция разложения:

CaW04 + 2НС1 = W03H20 + CoCl2 (1.24)

Практически необратима. Однако расход кислоты значительно выше стехиометрически необходимого (250-300 %) вследствие торможения процесса пленками волфрамовой кислоты на час­тицах шеелита.

Разложение проводят в герметичных реакторах с мешалка­ми, футерованных кислотостойкой эмалью и обогреваемых че­рез паровую рубашку. Процесс ведут при 100-110 С. Длите­льность разложения варьируют от 4-6 до 12 ч, что зависит от степени измельчения, а также происхождения концентрата (шеелиты различных месторождений отличаются по реакцион­ной способности).

Однократная обработка не всегда приводит к полному вскрытию. В этом случае после растворения вольфрамовой кислоты в аммиачной воде остаток повторно обрабатывают соляной кислотой.

При разложении шеелито-повеллитовых концентратов с со­держанием 4-5 % молибдена большая часть молибдена перехо­дит в солянокислый раствор, что объясняется высокой раст­воримостью молибденовой кислоты в соляной. Так, при 20 С в 270 г/л НС1 растворимости Н2Мо04 и H2W04 равны 182 и 0,03 г/л соответственно. Несмотря на это, полное отделе­ние молибдена не достигается. Осадки вольфрамовой кислоты содержат 0,2-0,3 % молибдена, извлечь который повторной обработкой соляной кислотой невозможно.

Кислотный способ отличается от щелочных способов раз­ложения шеелита меньшим числом операций технологической схемы. Однако при переработке концентратов с относительно невысоким содержанием W03 (50-55 %) при значительном со­держании примесей для получения кондиционного параволь - фрамата аммония приходится проводить две-три аммиачных перечистки вольфрамовой кислоты, что неэкономично. Поэто­му разложение соляной кислотой большей частью применяют при переработке богатых и чистых шеелитовых концентратов.

Недостатки способа разложения соляной кислотой заключаются в высоком расходе кислоты, большом объеме сбросных растворов хлористого кальция и сложности их утилизации.

В свете задач создания безотходных технологий представляет интерес азотнокислый способ разложения шеелитовых концентратов. В этом случае маточные растворы легко утилизировать, получая азотнокислые соли.