Entwicklung einer Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus abgestandenen Tailings des VMC Dzhida Olesya Stanislavovna Artemova. Entwicklung einer Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus den abgestandenen Abraumhalden des VMC Dzhida Gewinnung von Wolfram aus den Abraumhalden von Verarbeitungsanlagen
Einführung
1 . Bedeutung technogener mineralischer Rohstoffe
1.1. Bodenschätze der Erzindustrie in der Russischen Föderation und der Wolfram-Subindustrie
1.2. Technogene Mineralbildungen. Einstufung. Die Notwendigkeit zu verwenden
1.3. Technogene Mineralformation des Dzhida VMK
1.4. Ziele und Ziele der Studie. Forschungsmethoden. Bestimmungen für die Verteidigung
2. Untersuchung der Materialzusammensetzung und der technologischen Eigenschaften von abgestandenen Tailings des VMC Dzhida
2.1. Geologische Probenahme und Bewertung der Wolframverteilung
2.2. Die stoffliche Zusammensetzung mineralischer Rohstoffe
2.3. Technologische Eigenschaften mineralischer Rohstoffe
2.3.1. Benotung
2.3.2. Untersuchung der Möglichkeit der radiometrischen Trennung von mineralischen Rohstoffen in Ausgangsgröße
2.3.3. Schwerkraftanalyse
2.3.4. Magnetische Analyse
3. Entwicklung eines technologischen Schemas
3.1. Technologische Erprobung verschiedener Gravitationsgeräte bei der Anreicherung von Abraumhalden unterschiedlicher Größe
3.2. Optimierung des GR-Verarbeitungsschemas
3.3. Halbindustrielle Erprobung des entwickelten technologischen Schemas zur Anreicherung von RT und einer Industrieanlage
Einführung in die Arbeit
Die Wissenschaften der Mineralanreicherung zielen in erster Linie darauf ab, die theoretischen Grundlagen von Mineraltrennverfahren zu entwickeln und Anreicherungsapparate zu schaffen, die Beziehung zwischen den Verteilungsmustern von Komponenten und Trennbedingungen in Anreicherungsprodukten aufzudecken, um die Selektivität und Geschwindigkeit der Trennung, ihre Effizienz und zu erhöhen Wirtschaftlichkeit und Umweltsicherheit.
Trotz erheblicher Bodenschätze und einem Rückgang des Ressourcenverbrauchs in den letzten Jahren ist die Erschöpfung der Bodenschätze eines der wichtigsten Probleme in Russland. Der schwache Einsatz ressourcenschonender Technologien trägt zu großen Mineralienverlusten bei der Gewinnung und Anreicherung von Rohstoffen bei.
Eine Analyse der Entwicklung von Ausrüstung und Technologie für die Mineralverarbeitung in den letzten 10-15 Jahren weist auf bedeutende Errungenschaften der heimischen Grundlagenforschung im Bereich des Verständnisses der Hauptphänomene und -muster bei der Trennung von Mineralkomplexen hin, die es ermöglichen, hochgradig zu schaffen effiziente Prozesse und Technologien für die Primärverarbeitung von Erzen mit komplexer Materialzusammensetzung und damit die Versorgung der metallurgischen Industrie mit der erforderlichen Bandbreite und Qualität von Konzentraten. Gleichzeitig gibt es in unserem Land im Vergleich zum entwickelten Ausland immer noch einen erheblichen Rückstand in der Entwicklung der Maschinenbaubasis für die Herstellung von Haupt- und Hilfsanreicherungsgeräten in Bezug auf Qualität, Metallverbrauch und Energieintensität und Verschleißfestigkeit.
Darüber hinaus wurden aufgrund der Abteilungszugehörigkeit von Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen komplexe Rohstoffe nur unter Berücksichtigung des notwendigen Bedarfs der Industrie an einem bestimmten Metall verarbeitet, was zu einer irrationalen Nutzung natürlicher Bodenschätze und einer Erhöhung der Kosten führte der Abfalllagerung. aktuell angesammelt
mehr als 12 Milliarden Tonnen Abfall, dessen Gehalt an wertvollen Bestandteilen teilweise den Gehalt in natürlichen Lagerstätten übersteigt.
Zusätzlich zu den oben genannten negativen Trends hat sich die Umweltsituation in Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen seit den 90er Jahren stark verschlechtert (in einigen Regionen bedroht nicht nur die Existenz von Biota, sondern auch von Menschen), es gab einen fortschreitenden Rückgang die Gewinnung von NE- und Eisenmetallerzen, Bergbau- und Chemierohstoffe, Verschlechterung der Qualität der verarbeiteten Erze und als Folge die Beteiligung an der Verarbeitung von feuerfesten Erzen mit komplexer stofflicher Zusammensetzung, die sich durch einen geringen Gehalt an wertvollen Bestandteilen auszeichnen , Feinverteilung und ähnliche technologische Eigenschaften von Mineralien. So hat sich in den letzten 20 Jahren der Gehalt an Nichteisenmetallen in Erzen um das 1,3- bis 1,5-fache, Eisen um das 1,25-fache, Gold um das 1,2-fache verringert, der Anteil an feuerfesten Erzen und Kohle ist von 15% auf 40% gestiegen der Gesamtmasse der zur Anreicherung gelieferten Rohstoffe.
Der Einfluss des Menschen auf die natürliche Umwelt im Prozess der Wirtschaftstätigkeit wird jetzt global. In Bezug auf den Umfang des extrahierten und transportierten Gesteins, die Umwandlung des Reliefs, die Auswirkungen auf die Umverteilung und Dynamik von Oberflächen- und Grundwasser, die Aktivierung des geochemischen Transports usw. diese Aktivität ist vergleichbar mit geologischen Prozessen.
Das beispiellose Ausmaß abbaubarer Bodenschätze führt zu ihrer raschen Erschöpfung, der Anhäufung großer Abfallmengen auf der Erdoberfläche, in der Atmosphäre und Hydrosphäre, der allmählichen Verschlechterung natürlicher Landschaften, der Verringerung der Artenvielfalt und der Abnahme des natürlichen Potenzials der Territorien und ihrer lebenserhaltenden Funktionen.
Abfalllager für die Erzverarbeitung sind aufgrund ihrer negativen Auswirkungen auf das Luftbecken, die Grund- und Oberflächengewässer und die Bodenbedeckung großer Flächen Objekte mit erhöhter Umweltgefährdung. Außerdem sind Tailings schlecht erkundete, von Menschenhand geschaffene Lagerstätten, deren Nutzung weitere Vorteile bringen wird
Quellen von Erzen und mineralischen Rohstoffen mit einer erheblichen Verringerung des Ausmaßes der Störung der geologischen Umgebung in der Region.
Die Herstellung von Produkten aus technogenen Lagerstätten ist in der Regel um ein Vielfaches günstiger als aus eigens dafür abgebauten Rohstoffen und zeichnet sich durch einen schnellen Return on Investment aus. Die komplexe chemische, mineralogische und granulometrische Zusammensetzung von Tailings sowie eine breite Palette von darin enthaltenen Mineralien (von den Haupt- und Begleitkomponenten bis zu den einfachsten Baustoffen) erschweren jedoch die Berechnung des wirtschaftlichen Gesamteffekts ihrer Verarbeitung und Bestimmen Sie einen individuellen Ansatz zur Bewertung jedes Tailings.
Folglich sind derzeit eine Reihe von unlösbaren Widersprüchen zwischen der Veränderung der Natur der Bodenschätze, d. h. die Notwendigkeit der Einbeziehung in die Aufbereitung feuerfester Erze und künstlicher Lagerstätten, die umweltverschärfte Situation in den Bergbauregionen sowie der Stand von Technik, Technik und Organisation der Primärverarbeitung mineralischer Rohstoffe.
Die Frage der Nutzung von Abfällen aus der Anreicherung polymetallischer, goldhaltiger und seltener Metalle hat sowohl ökonomische als auch ökologische Aspekte.
V.A. Chanturia, VZ. Kozin, V.M. Avdokhin, SB. Leonov, LA Barsky, A.A. Abramow, W.I. Karmazin, S.I. Mitrofanov und andere.
Ein wichtiger Bestandteil der Gesamtstrategie der Bergbauindustrie, inkl. Wolfram, ist die zunehmende Nutzung von Abfällen aus der Erzverarbeitung als zusätzliche Quellen für Erz und mineralische Rohstoffe, mit einer deutlichen Verringerung des Ausmaßes der Störung der geologischen Umwelt in der Region und der negativen Auswirkungen auf alle Umweltkomponenten.
Auf dem Gebiet der Verwertung von Abfällen aus der Erzaufbereitung ist das Wichtigste eine detaillierte mineralogische und technologische Untersuchung jedes spezifischen,
einzelne technogene Lagerstätte, deren Ergebnisse die Entwicklung einer effektiven und umweltfreundlichen Technologie für die industrielle Entwicklung einer zusätzlichen Quelle von Erzen und mineralischen Rohstoffen ermöglichen.
Die in der Dissertationsarbeit betrachteten Probleme wurden in Übereinstimmung mit der wissenschaftlichen Leitung der Abteilung für Mineralverarbeitung und Ingenieurökologie der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk zum Thema „Grundlegende und technologische Forschung auf dem Gebiet der Verarbeitung mineralischer und technogener Rohstoffe für der Zweck seiner integrierten Nutzung unter Berücksichtigung von Umweltproblemen in komplexen Industriesystemen “ und das Filmthema Nr. 118 „Forschung zur Waschbarkeit von abgestandenem Tailings des Dzhida VMK“.
Zielsetzung- wissenschaftlich fundieren, entwickeln und testen
rationelle technologische Methoden zur Anreicherung von Altholz
Folgende Aufgaben wurden in der Arbeit gelöst:
Schätzen Sie die Verteilung von Wolfram über den gesamten Raum der Hauptleitung ab
technogene Bildung des Dzhida VMK;
Untersuchung der Materialzusammensetzung der abgestandenen Tailings des Dzhizhinsky VMK;
den Kontrast von Althalden in Originalgröße entsprechend dem Inhalt von W und S (II) zu untersuchen;
Untersuchung der Gravitationswaschbarkeit der abgestandenen Tailings des Dzhida VMK in verschiedenen Größen;
Bestimmung der Durchführbarkeit des Einsatzes magnetischer Anreicherung zur Verbesserung der Qualität roher wolframhaltiger Konzentrate;
Optimierung des technologischen Schemas für die Anreicherung von technogenen Rohstoffen aus dem OTO der Dzhida VMK;
halbindustrielle Tests des entwickelten Schemas zum Extrahieren von W aus abgestandenen Abraumhalden der FESCO durchzuführen;
Entwicklung eines Schemas einer Apparatekette für die industrielle Verarbeitung von abgestandenen Rückständen der Dzhida VMK.
Zur Durchführung der Untersuchung wurde eine repräsentative technologische Probe von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK verwendet.
Bei der Lösung der formulierten Probleme gilt Folgendes Forschungsmethoden: spektrale, optische, chemische, mineralogische, Phasen-, Gravitations- und magnetische Methoden zur Analyse der stofflichen Zusammensetzung und der technologischen Eigenschaften der mineralischen Ausgangsrohstoffe und Anreicherungsprodukte.
Die folgenden werden verteidigt wichtigste wissenschaftliche Bestimmungen:
Die Verteilungsmuster der anfänglichen technogenen mineralischen Rohstoffe und Wolfram nach Größenklassen werden ermittelt. Die Notwendigkeit einer primären (vorläufigen) Klassifizierung nach Größe 3 mm ist bewiesen.
Quantitative Eigenschaften der abgestandenen Tailings der Erzaufbereitung von Erzen des Dzhida VMK wurden in Bezug auf den Gehalt an WO3 und Sulfidschwefel ermittelt. Es ist bewiesen, dass die ursprünglichen mineralischen Rohstoffe zur Kategorie der kontrastfreien Erze gehören. Es zeigte sich eine signifikante und zuverlässige Korrelation zwischen den Gehalten an WO3 und S (II).
Es wurden quantitative Muster der gravitativen Anreicherung von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK ermittelt. Es hat sich gezeigt, dass für Ausgangsmaterial jeder Größe eine effektive Methode zur Gewinnung von W die Schwerkraftanreicherung ist. Es werden prädiktive technologische Indikatoren der gravitativen Anreicherung von anfänglichen mineralischen Rohstoffen bestimmt in andere Größe.
Quantitative Regelmäßigkeiten in der Verteilung der abgestandenen Tailings der Erzkonzentration von Dzhida VMK durch Fraktionen mit unterschiedlicher spezifischer magnetischer Suszeptibilität wurden festgestellt. Der sukzessive Einsatz von Magnet- und Zentrifugalabscheidung verbessert nachweislich die Qualität von W-haltigen Rohprodukten. Technologische Modi der Magnetabscheidung wurden optimiert.
Die stoffliche Zusammensetzung mineralischer Rohstoffe
Bei der Untersuchung einer sekundären Abraumhalde (Emergency Dump Tailing Dump (HAS)) wurden 35 Furchenproben aus den Gruben und Abraumungen entlang der Haldenhänge entnommen; die Gesamtlänge der Furchen beträgt 46 m. Die Gruben und Abraumarbeiten befinden sich in 6 Erkundungslinien, die 40-100 m voneinander entfernt sind; Der Abstand zwischen den Gruben (Reinigungen) in den Explorationslinien beträgt 30-40 bis 100-150 m. Alle lithologischen Sandarten wurden getestet. Die Proben wurden auf den Gehalt an W03 und S(II) analysiert. In diesem Bereich wurden 13 Proben aus Gruben mit einer Tiefe von 1,0 m entnommen, der Abstand zwischen den Linien beträgt etwa 200 m, zwischen den Arbeiten - 40 bis 100 m (abhängig von der Verteilung der gleichen Art von lithologischer Schicht). Die Ergebnisse der Probenanalysen für den Gehalt an WO3 und Schwefel sind in der Tabelle angegeben. 2.1. Tabelle 2.1 – Der Gehalt an WO3 und Sulfidschwefel in privaten XAS-Proben Es ist ersichtlich, dass der Gehalt an WO3 zwischen 0,05 und 0,09 % schwankt, mit Ausnahme der Probe M-16, die aus mittelkörnigem grauem Sand entnommen wurde. In derselben Probe wurden hohe Konzentrationen von S (II) gefunden - 4,23 % und 3,67 %. Bei einzelnen Proben (M-8, M-18) wurde ein hoher Gehalt an S-Sulfat festgestellt (20-30 % des Gesamtschwefelgehalts). Im oberen Teil der Nothalde wurden 11 Proben verschiedener lithologischer Unterschiede entnommen. Der Gehalt an WO3 und S (II) variiert je nach Herkunft der Sande in einem weiten Bereich: von 0,09 bis 0,29 % bzw. von 0,78 bis 5,8 %. Erhöhte WO3-Gehalte sind charakteristisch für mittelgrobkörnige Sandsorten. Der Gehalt an S (VI) beträgt 80 - 82 % des Gesamtgehalts an S, aber in einigen Proben, hauptsächlich mit niedrigen Gehalten an Wolframtrioxid und Gesamtschwefel, sinkt er auf 30 %.
Die Reserven der Lagerstätte können als Ressourcen der Kategorie Pj eingeschätzt werden (siehe Tabelle 2.2). Im oberen Teil der Länge der Grube variieren sie in einem weiten Bereich: von 0,7 bis 9,0 m, so dass der durchschnittliche Gehalt an kontrollierten Komponenten unter Berücksichtigung der Parameter der Gruben berechnet wird. Unserer Meinung nach, basierend auf den oben genannten Merkmalen, unter Berücksichtigung der Zusammensetzung der Abraumhalden, ihrer Sicherheit, der Bedingungen des Auftretens, der Kontamination mit Haushaltsabfällen, des darin enthaltenen WO3-Gehalts und des Grades der Schwefeloxidation, nur der obere Teil der Nothalde mit Ressourcen von 1,0 Millionen Tonnen Sand und 1330 Tonnen WO3 mit einem WO3-Gehalt von 0,126 %. Ihre Lage in unmittelbarer Nähe zur geplanten Verarbeitungsanlage (250-300 m) begünstigt ihren Transport. Der untere Teil der Nothalde soll im Rahmen des Umweltsanierungsprogramms der Stadt Zakamensk entsorgt werden.
Auf dem Lagerplatz wurden 5 Proben entnommen. Der Abstand zwischen den Probenahmestellen beträgt 1000-1250 m. Es wurden Proben über die gesamte Dicke der Schicht entnommen und auf den Gehalt an WO3, Ptot und S (II) analysiert (siehe Tabelle 2.3). Tabelle 2.3 – Der Gehalt an WO3 und Schwefel in einzelnen ATO-Proben Aus den Ergebnissen der Analysen ist ersichtlich, dass der Gehalt an WO3 niedrig ist und zwischen 0,04 und 0,10 % variiert. Der durchschnittliche Gehalt an S (II) beträgt 0,12 % und ist ohne praktisches Interesse. Die durchgeführten Arbeiten erlauben es uns nicht, die sekundäre angeschwemmte Abraumhalde als potenzielle Industrieanlage in Betracht zu ziehen. Als Quelle der Umweltverschmutzung unterliegen diese Formationen jedoch der Entsorgung. Die Main Tailing Dump (MTF) wurde entlang paralleler Explorationslinien erkundet, die entlang des Azimuts von 120 ausgerichtet und 160 bis 180 m voneinander entfernt liegen. Die Explorationsleitungen sind über den Streichen des Damms ausgerichtet und die Aufschlämmungspipeline, durch die Erzrückstände abgelassen wurden, wurde subparallel zur Dammkrone abgelagert. Somit waren die Erkundungslinien auch über die Schichtung technogener Lagerstätten orientiert. Entlang der Explorationslinien passierte der Bulldozer Gräben bis zu einer Tiefe von 3 bis 5 m, aus denen Gruben bis zu einer Tiefe von 1 bis 4 m gefahren wurden, wobei die Tiefe der Gräben und Gruben durch die Stabilität der Wände der Arbeiten begrenzt war . Die Gruben in den Gräben wurden im mittleren Teil der Lagerstätte 20 - 50 m und nach 100 m - an der Südostflanke auf dem Gebiet des ehemaligen Absetzbeckens (jetzt ausgetrocknet), aus dem Wasser zugeführt wurde, durchfahren zu den Verarbeitungsanlagen während des Betriebs der Anlage.
Die Fläche des NTO entlang der Verteilungsgrenze beträgt 1015.000 m2 (101,5 ha); entlang der Längsachse (entlang des Tals des Flusses Barun-Naryn) erstreckt es sich über 1580 m, in Querrichtung (in der Nähe des Damms) beträgt seine Breite 1050 m. Folglich beleuchtet eine Grube eine Fläche von 12850 m, was einem durchschnittlichen Netzwerk von 130 x 100 m entspricht (alle Arbeiten). Die Fläche des Erkundungsnetzwerks betrug durchschnittlich 90 x 100 m2. An der äußersten südöstlichen Flanke, an der Stelle eines ehemaligen Absetzbeckens im Bereich der Entwicklung feinkörniger Sedimente - Schlick - wurden 12 Gruben (15% der Gesamtzahl) gebohrt, die eine Fläche von etwa 370.000 charakterisieren m (37% der Gesamtfläche der technogenen Lagerstätte); die durchschnittliche Netzfläche betrug hier 310 x 100 m2. Im Bereich des Übergangs von ungleichmäßigem Sand zu Schluff, der aus Schluffsand besteht, wurden auf einer Fläche von etwa 115.000 m (11% der Fläche der technogenen Lagerstätte) 8 Gruben passiert (10 % der Anzahl der Arbeiten in der technogenen Lagerstätte) und die durchschnittliche Fläche des Explorationsnetzes betrug 145 x 100 m. Der getestete Abschnitt an der vom Menschen verursachten Lagerstätte beträgt 4,3 m, einschließlich auf ungleichkörnigem Sand -5,2 m, schlammig Sand -2,1 m, Schluff -1,3 m. - 1115 m in der Nähe des oberen Teils des Damms, bis 1146 - 148 m im mittleren Teil und bis 1130 - 1135 m an der südöstlichen Flanke. Insgesamt wurden 60 - 65 % der Kapazität der technogenen Lagerstätte getestet. Gräben, Gruben, Lichtungen und Baue werden in M 1:50 -1:100 dokumentiert und mit einer Furche mit einem Querschnitt von 0,1x0,05 m2 (1999) und 0,05x0,05 m2 (2000) getestet. Die Länge der Furchenproben betrug 1999 1 m, das Gewicht 10 - 12 kg. und 4 - 6 kg im Jahr 2000. Die Gesamtlänge der getesteten Abschnitte in den Erkundungslinien betrug 338 m, im Allgemeinen unter Berücksichtigung der Detailbereiche und einzelner Abschnitte außerhalb des Netzwerks 459 m. Die Masse der entnommenen Proben betrug 5 Tonnen.
Die Proben wurden zusammen mit dem Pass (Rassemerkmal, Probennummer, Produktion und Leistungsträger) in Polyethylen- und dann Stoffbeutel verpackt und an das RAC der Republik Burjatien geschickt, wo sie gewogen, getrocknet, auf den Gehalt von W03 analysiert wurden, und S (II) gemäß den Verfahren von NS AM. Die Richtigkeit der Analysen wurde durch die Vergleichbarkeit der Ergebnisse von gewöhnlichen, Gruppen- (RAC-Analysen) und technologischen (TsNIGRI- und VIMS-Analysen) Proben bestätigt. Die Ergebnisse der Analyse einzelner technologischer Proben, die am OTO entnommen wurden, sind in Anhang 1 angegeben. Der Haupt- (OTO) und die beiden Nebenabgänge (KhAT und ATO) des Dzhida-VMK wurden hinsichtlich des WO3-Gehalts unter Verwendung des Student-t-Tests statistisch verglichen (siehe Anlage 2) . Mit einer Konfidenzwahrscheinlichkeit von 95 % wurde festgestellt: - kein signifikanter statistischer Unterschied im Gehalt an WO3 zwischen einzelnen Proben von Nebenabfällen; - durchschnittliche Ergebnisse der OTO-Probenahme in Bezug auf den WO3-Gehalt in den Jahren 1999 und 2000. gehören derselben Allgemeinbevölkerung an. Folglich ändert sich die chemische Zusammensetzung der Haupthalde im Laufe der Zeit unter dem Einfluss äußerer Einflüsse nur unwesentlich. Alle Bestände von GRT können mit einer einzigen Technologie verarbeitet werden.; - Die durchschnittlichen Ergebnisse der Untersuchung des Haupt- und Nebenabraums hinsichtlich des WO3-Gehalts weichen erheblich voneinander ab. Daher ist die Entwicklung einer lokalen Anreicherungstechnologie erforderlich, um Mineralien aus seitlichen Tailings einzubeziehen.
Technologische Eigenschaften mineralischer Rohstoffe
Entsprechend der körnigen Zusammensetzung werden die Sedimente in drei Arten von Sedimenten unterteilt: ungleichkörnige Sande; schluffiger Sand (schluffig); Schlick. Zwischen diesen Niederschlagsarten bestehen allmähliche Übergänge. Deutlichere Grenzen werden in der Dicke des Abschnitts beobachtet. Sie werden durch den Wechsel von Sedimenten unterschiedlicher Größe, Zusammensetzung, unterschiedlicher Farbe (von dunkelgrün bis hellgelb und grau) und unterschiedlicher Materialzusammensetzung (Quarz-Feldspat, nichtmetallischer Teil und Sulfid mit Magnetit, Hämatit, Eisen- und Manganhydroxiden) verursacht. . Die gesamte Abfolge ist geschichtet – von fein bis grob geschichtet; Letzteres ist charakteristischer für grobkörnige Ablagerungen oder Zwischenschichten aus im Wesentlichen Sulfidmineralisierung. Feinkörnige (schluffige, schlammige Fraktionen oder Schichten aus dunkel gefärbten Amphibolen, Hämatiten, Goethiten) bilden normalerweise dünne (die ersten cm - mm) Schichten. Das Vorkommen der gesamten Sedimentsequenz ist subhorizontal mit einer vorherrschenden Neigung von 1-5 in den nördlichen Punkten. Ungleichkörnige Sande befinden sich in den nordwestlichen und zentralen Teilen des OTO, was auf ihre Sedimentation in der Nähe der Abflussquelle - dem Zellstoffkanal - zurückzuführen ist. Die Breite des Streifens aus ungleichmäßigem Sand beträgt 400-500 m, entlang des Streichens nehmen sie die gesamte Breite des Tals ein - 900-1000 m. Die Farbe des Sandes ist grau-gelb, gelb-grün. Die Kornzusammensetzung ist variabel - von feinkörnigen über grobkörnige Sorten bis hin zu Kieslinsen mit einer Dicke von 5-20 cm und einer Länge von bis zu 10-15 m. Schluffige (schluffige) Sande zeichnen sich in Form von a Schicht 7-10 m dick (horizontale Mächtigkeit, Aufschluss 110-120 m). Sie liegen unter ungleichkörnigem Sand. Im Abschnitt sind sie eine geschichtete Schicht von grauer, grünlich-grauer Farbe mit abwechselnden feinkörnigen Sanden mit Zwischenschichten aus Schluff. Das Schluffvolumen im Schluffsandabschnitt nimmt in südöstlicher Richtung zu, wo Schluff den Hauptteil des Abschnitts ausmacht.
Schlicke bilden den südöstlichen Teil des OTO und werden durch feinere Partikel von Anreicherungsabfällen von dunkelgrauer, dunkelgrüner, bläulich-grüner Farbe mit Zwischenschichten aus grau-gelbem Sand dargestellt. Das Hauptmerkmal ihrer Struktur ist eine homogenere, massivere Textur mit weniger ausgeprägter und weniger deutlich ausgeprägter Schichtung. Die Schluffe sind von schluffigen Sanden unterlagert und liegen auf der Sohle der Schicht - alluvial-schwemmende Ablagerungen. Die granulometrischen Eigenschaften von OTO-Mineralrohstoffen mit der Verteilung von Gold, Wolfram, Blei, Zink, Kupfer, Fluorit (Kalzium und Fluor) nach Größenklassen sind in der Tabelle angegeben. 2.8. Laut granulometrischer Analyse hat der Großteil des OTO-Probenmaterials (ca. 58 %) eine Partikelgröße von -1 + 0,25 mm, jeweils 17 % fallen in große (-3 + 1 mm) und kleine (-0,25 + 0,1) mm-Klassen. Der Anteil an Material mit einer Korngröße von weniger als 0,1 mm beträgt etwa 8 %, wovon die Hälfte (4,13 %) auf die Schlammklasse -0,044 + 0 mm entfällt. Wolfram zeichnet sich durch eine leichte Schwankung des Gehalts in den Größenklassen von -3 +1 mm bis -0,25 + 0,1 mm (0,04-0,05 %) und einen starken Anstieg (bis zu 0,38 %) in der Größenklasse -0,1+ aus 0,044mm. In der Schleimklasse -0,044+0 mm ist der Wolframanteil auf 0,19 % reduziert. Hübnerit-Akkumulation tritt nur in kleinkörnigem Material auf, d. h. in der Klasse -0,1 + 0,044 mm. Somit sind 25,28 % des Wolframs in der Klasse –0,1 + 0,044 mm mit einem Ausstoß dieser Klasse von etwa 4 % und 37,58 % in der Klasse –0,1 + 0 mm mit einem Ausstoß dieser Klasse von 8,37 % konzentriert. In Abb. 2.2 sind differentielle und integrale Histogramme der Verteilung von Partikeln mineralischer Rohstoffe OTO nach Größenklassen und Histogramme der absoluten und relativen Verteilung von W nach Größenklassen mineralischer Rohstoffe OTO dargestellt. und 2.3. Im Tisch. 2.9 zeigt Daten zur Imprägnierung von Hubnerit und Scheelit in mineralischen Rohstoffen OTO der Ausgangsgröße und zerkleinert auf – 0,5 mm.
In der Klasse -5 + 3 mm des ursprünglichen mineralischen Rohstoffs gibt es keine Körner von Pobnerit und Scheelit sowie Verwachsungen. In der Klasse -3+1 mm ist der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit ziemlich hoch (37,2 % bzw. 36,1 %). In der Klasse -1 + 0,5 mm sind beide Mineralformen von Wolfram in nahezu gleichen Mengen vorhanden, sowohl in Form freier Körner als auch in Form von Verwachsungen. In den dünnen Klassen -0,5 + 0,25, -0,25 + 0,125, -0,125 + 0,063, -0,063 + 0 mm ist der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit deutlich höher als der Gehalt an Verwachsungen (der Gehalt an Verwachsungen variiert von 11,9 bis 3,0%) Die Größenklasse -1+0,5 mm ist eine Grenze und der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit und deren Verwachsungen ist darin praktisch gleich. Basierend auf den Daten in Tabelle. 2.9 lässt sich schlussfolgern, dass es notwendig ist, die entschleimten mineralischen Rohstoffe OTO nach der Größe 0,1 mm zu klassifizieren und die resultierenden Klassen getrennt anzureichern. Aus einer großen Klasse ist es notwendig, freie Körner in ein Konzentrat zu trennen, und Rückstände, die Verwachsungen enthalten, müssen erneut gemahlen werden. Zerkleinerte und entschlammte Abraumhalden sollten mit entschlammten Graden von -0,1+0,044 der ursprünglichen mineralischen Rohstoffe kombiniert und zum Schwerkraftbetrieb II geschickt werden, um feine Scheelit- und Pobneritkörner zu Mittelgut zu extrahieren.
2.3.2 Untersuchung der Möglichkeit der radiometrischen Trennung von mineralischen Rohstoffen in der Ausgangsgröße Die radiometrische Trennung ist ein Verfahren zur großräumigen Trennung von Erzen nach dem Gehalt an wertvollen Bestandteilen, basierend auf der selektiven Wirkung verschiedener Strahlungsarten auf die Eigenschaften von Mineralien und chemischen Elementen. Mehr als zwanzig Methoden der radiometrischen Anreicherung sind bekannt; die vielversprechendsten davon sind Röntgenradiometrische, Röntgenlumineszente, Radioresonanz, photometrische, autoradiometrische und Neutronenabsorption. Mit Hilfe radiometrischer Methoden werden folgende technologische Probleme gelöst: Voranreicherung mit Entfernung von Abfallgestein aus dem Erz; Auswahl technologischer Sorten, Sorten mit anschließender Anreicherung nach gesonderten Schemata; Isolierung von Produkten, die für die chemische und metallurgische Verarbeitung geeignet sind. Die Bewertung der radiometrischen Waschbarkeit umfasst zwei Phasen: die Untersuchung der Eigenschaften von Erzen und die experimentelle Bestimmung der technologischen Parameter der Anreicherung. In der ersten Stufe werden folgende Haupteigenschaften untersucht: Gehalt an wertvollen und schädlichen Bestandteilen, Partikelgrößenverteilung, Ein- und Mehrkomponentenkontrast des Erzes. In dieser Phase wird die grundsätzliche Möglichkeit der Anwendung der radiometrischen Anreicherung festgestellt, die einschränkenden Trennindikatoren bestimmt (in der Phase der Kontraststudie), Trennmethoden und -merkmale ausgewählt, ihre Wirksamkeit bewertet, theoretische Trennindikatoren bestimmt und ein schematisches Diagramm erstellt der radiometrischen Anreicherung unter Berücksichtigung der Besonderheiten der nachfolgenden Verarbeitungstechnologie entwickelt. In der zweiten Stufe werden die Arten und praktischen Ergebnisse der Trennung bestimmt, erweiterte Labortests des radiometrischen Anreicherungsschemas durchgeführt, eine rationale Version des Schemas auf der Grundlage eines technischen und wirtschaftlichen Vergleichs der kombinierten Technologie (mit radiometrischer Trennung) ausgewählt zu Beginn des Prozesses) mit der grundlegenden (traditionellen) Technologie.
Die Masse, Größe und Anzahl der technologischen Proben werden in jedem Fall in Abhängigkeit von den Eigenschaften des Erzes, den strukturellen Merkmalen der Lagerstätte und den Methoden ihrer Exploration festgelegt. Der Gehalt an wertvollen Bestandteilen und die Gleichmäßigkeit ihrer Verteilung in der Erzmasse sind die bestimmenden Faktoren beim Einsatz der radiometrischen Anreicherung. Die Wahl der Methode der radiometrischen Anreicherung wird durch das Vorhandensein von Verunreinigungselementen beeinflusst, die isomorph mit nützlichen Mineralien assoziiert sind und in einigen Fällen die Rolle von Indikatoren spielen, sowie durch den Gehalt an schädlichen Verunreinigungen, die ebenfalls für diese Zwecke verwendet werden können.
Optimierung des GR-Verarbeitungsschemas
Im Zusammenhang mit der Einbeziehung von minderwertigen Erzen mit einem Wolframgehalt von 0,3-0,4 % wurden in den letzten Jahren mehrstufige kombinierte Anreicherungsschemata basierend auf einer Kombination aus Schwerkraft, Flotation, magnetischer und elektrischer Trennung, chemische Veredelung der minderwertigen Flotation durchgeführt Konzentrate usw. sind weit verbreitet. Ein spezieller internationaler Kongress im Jahr 1982 in San Francisco war den Problemen der Verbesserung der Technologie der Anreicherung von minderwertigen Erzen gewidmet. Eine Analyse der technologischen Schemata der Betriebsunternehmen hat gezeigt, dass sich verschiedene Methoden der Vorkonzentrierung in der Erzaufbereitung durchgesetzt haben: photometrische Sortierung, Vorschüttung, Anreicherung in Schwermedien, nasse und trockene magnetische Trennung. Insbesondere bei einem der größten Lieferanten von Wolframprodukten - in Mount Corbine in Australien, der Erze mit einem Wolframgehalt von 0,09 % in großen chinesischen Fabriken - Taishan und Xihuashan - verarbeitet, wird die photometrische Sortierung effektiv eingesetzt.
Zur Vorkonzentrierung von Erzkomponenten in Schwermedien werden hocheffiziente Dinavirpul-Geräte von Sala (Schweden) eingesetzt. Gemäß dieser Technologie wird das Material klassifiziert und die Klasse +0,5 mm in einem schweren Medium angereichert, das durch eine Mischung aus Ferrosilizium repräsentiert wird. Einige Fabriken verwenden Trocken- und Nassmagnetabscheidung als Vorkonzentration. So wird im Emerson-Werk in den USA die Nassmagnetscheidung verwendet, um den im Erz enthaltenen Pyrrhotit und Magnetit zu trennen, und im Uyudag-Werk in der Türkei wird die Güte - 10 mm in Separatoren mit niedriger Trockenmahlung und Magnettrennung unterzogen magnetische Intensität, um Magnetit abzutrennen, und dann in Separatoren mit hoher Spannung angereichert, um den Granat abzutrennen. Eine weitere Anreicherung umfasst Bankkonzentrierung, Schwerkraftflotation und Scheelitflotation. Ein Beispiel für die Verwendung mehrstufiger kombinierter Systeme zur Anreicherung von Erzen mit geringem Wolframgehalt, die die Produktion hochwertiger Konzentrate sicherstellen, sind die technologischen Systeme, die in Fabriken in der VR China eingesetzt werden. So wird im Werk Taishan mit einer Kapazität von 3000 Tonnen / Tag für Erz Wolframit-Scheelit-Material mit einem Wolframgehalt von 0,25% verarbeitet. Das ursprüngliche Erz wird einer manuellen und photometrischen Sortierung unterzogen, wobei 55 % des Abfallgesteins auf die Deponie gebracht werden. Die weitere Anreicherung erfolgt auf Setzmaschinen und Konzentrationstischen. Die erhaltenen Rohschwerkraftkonzentrate werden nach den Methoden der Schwerkraftflotation und der Flotation eingestellt. Die Fabriken von Xihuashan, die Erze mit einem Verhältnis von Wolframit zu Scheelit von 10:1 verarbeiten, verwenden einen ähnlichen Gravitationskreislauf. Das Schwerkraftkonzentrat wird der Flotationsschwerkraft und der Flotation zugeführt, wodurch Sulfide entfernt werden. Als nächstes wird eine nassmagnetische Trennung des Kammerprodukts durchgeführt, um Wolframit und Seltenerdmineralien zu isolieren. Die magnetische Fraktion wird der elektrostatischen Trennung und anschließend der Wolframit-Flotation zugeführt. Die nicht-magnetische Fraktion wird in die Flotation von Sulfiden eingebracht, und die Flotationsrückstände werden einer Magnettrennung unterzogen, um Scheelit- und Kassiterit-Wolframit-Konzentrate zu erhalten. Der Gesamtgehalt an WO3 beträgt 65 % bei einer Extraktion von 85 %.
Der Einsatz des Flotationsverfahrens in Kombination mit der chemischen Veredelung der anfallenden Magerkonzentrate nimmt zu. In Kanada wurde in der Anlage Mount Pleasant zur Anreicherung komplexer Wolfram-Molybdän-Erze eine Flotationstechnologie eingeführt, einschließlich der Flotation von Sulfiden, Molybdänit und Wolframit. In der Hauptsulfidflotation werden Kupfer, Molybdän, Blei und Zink gewonnen. Das Konzentrat wird gereinigt, fein gemahlen, gedämpft und mit Natriumsulfid konditioniert. Molybdänkonzentrat wird gereinigt und einer Säurelaugung unterzogen. Sulfid-Flotationsrückstände werden mit Natriumfluorsilikon behandelt, um Gangmineralien abzubauen, und Wolframit wird mit Organophosphorsäure flotiert, gefolgt von einem Auslaugen des resultierenden Wolframit-Konzentrats mit Schwefelsäure. In der Kantung-Anlage (Kanada) wird der Scheelit-Flotationsprozess durch das Vorhandensein von Talk im Erz kompliziert, daher wird ein primärer Talk-Flotationszyklus eingeführt, dann werden Kupfermineralien und Pyrrhotit flotiert. Die Flotationsrückstände werden einer Schwerkraftanreicherung unterzogen, um zwei Wolframkonzentrate zu erhalten. Schwerkraftrückstände werden dem Scheelit-Flotationskreislauf zugeführt und das resultierende Flotationskonzentrat wird mit Salzsäure behandelt. Im Werk Ikssheberg (Schweden) wurde durch den Ersatz des Schwerkraftflotationsschemas durch ein reines Flotationsschema ein Scheelitkonzentrat mit einem Gehalt von 68-70 % WO3 mit einer Rückgewinnung von 90 % (gemäß Schwerkraftflotation) erhalten. Flotationsschema betrug die Ausbeute 50 %). In letzter Zeit wurde der Verbesserung der Technologie zur Gewinnung von Wolframmineralien aus Schlamm in zwei Hauptbereichen viel Aufmerksamkeit geschenkt: Schwerkraftschlammanreicherung in modernen Mehrdeckkonzentratoren (ähnlich der zinnhaltigen Schlammanreicherung) mit anschließender Veredelung des Konzentrats durch Flotation und Anreicherung in Nassmagnetabscheidern mit hoher Magnetfeldstärke (für Wolframit-Schlämme).
Ein Beispiel für den Einsatz kombinierter Technologie sind Fabriken in China. Die Technologie umfasst die Schlammeindickung auf 25-30 % Feststoffe, die Sulfidflotation und die Tailings-Anreicherung in Zentrifugalabscheidern. Das erhaltene Rohkonzentrat (WO3-Gehalt 24,3 % bei einer Ausbeute von 55,8 %) wird einer Wolframitflotation unter Verwendung von Organophosphorsäure als Sammler zugeführt. Das Flotationskonzentrat, das 45 % WO3 enthält, wird einer Nassmagnettrennung unterzogen, um Wolframit- und Zinnkonzentrate zu erhalten. Gemäß dieser Technologie wird ein Wolframitkonzentrat mit einem Gehalt von 61,3 % WO3 aus Schlamm mit einem Gehalt von 0,3–0,4 % WO3 mit einer Rückgewinnung von 61,6 % erhalten. Daher zielen technologische Schemata zur Anreicherung von Wolframerzen darauf ab, die Komplexität der Verwendung von Rohstoffen zu erhöhen und alle damit verbundenen wertvollen Komponenten in unabhängige Produkttypen zu trennen. So werden in der Fabrik Kuda (Japan) bei der Anreicherung komplexer Erze 6 marktfähige Produkte erhalten. Um Mitte der 90er Jahre die Möglichkeit einer zusätzlichen Extraktion nützlicher Komponenten aus abgestandenen Tailings zu ermitteln. In TsNIGRI wurde eine technologische Probe mit einem Wolframtrioxidgehalt von 0,1% untersucht. Es wurde festgestellt, dass Wolfram die wichtigste wertvolle Komponente in den Tailings ist. Der Gehalt an Nichteisenmetallen ist ziemlich gering: Kupfer 0,01-0,03; Blei - 0,09-0,2; Zink -0,06-0,15 %, Gold und Silber wurden in der Probe nicht gefunden. Die durchgeführten Studien haben gezeigt, dass für die erfolgreiche Gewinnung von Wolframtrioxid erhebliche Kosten für das erneute Mahlen von Tailings erforderlich sind und ihre Einbeziehung in die Verarbeitung in diesem Stadium nicht vielversprechend ist.
Das technologische Schema der Mineralverarbeitung, das zwei oder mehr Geräte umfasst, verkörpert alle charakteristischen Merkmale eines komplexen Objekts, und die Optimierung des technologischen Schemas kann anscheinend die Hauptaufgabe der Systemanalyse sein. Zur Lösung dieses Problems können nahezu alle bisher betrachteten Modellierungs- und Optimierungsmethoden eingesetzt werden. Die Struktur von Konzentratorschaltungen ist jedoch so komplex, dass zusätzliche Optimierungstechniken in Betracht gezogen werden müssen. Tatsächlich ist es für eine Schaltung, die aus mindestens 10 – 12 Vorrichtungen besteht, schwierig, ein herkömmliches faktorielles Experiment zu implementieren oder eine mehrfache nichtlineare statistische Verarbeitung auszuführen. Derzeit werden mehrere Möglichkeiten zur Optimierung von Schaltungen skizziert, ein evolutionärer Weg, um die gesammelten Erfahrungen zusammenzufassen und einen Schritt in die erfolgreiche Richtung der Änderung der Schaltung zu tun.
Halbindustrielle Erprobung des entwickelten technologischen Schemas zur Anreicherung von RT und einer Industrieanlage
Die Tests wurden im Oktober-November 2003 durchgeführt. Während der Tests wurden 15 Tonnen anfänglicher mineralischer Rohstoffe in 24 Stunden verarbeitet. Die Ergebnisse der Prüfung des entwickelten technologischen Schemas sind in Abb. 1 dargestellt. 3.4 und 3.5 und in der Tabelle. 3.6. Es ist ersichtlich, dass die Ausbeute des konditionierten Konzentrats 0,14 % beträgt, der Gehalt 62,7 % beträgt, wobei die Extraktion von WO3 49,875 % beträgt. Die Ergebnisse der Spektralanalyse einer repräsentativen Probe des erhaltenen Konzentrats sind in der Tabelle angegeben. 3.7 bestätigen, dass das W-Konzentrat der Magnetabscheidung III konditioniert ist und der Klasse KVG (T) von GOST 213-73 „Technische Anforderungen (Zusammensetzung, %) für Wolframkonzentrate aus wolframhaltigen Erzen“ entspricht. Daher kann das entwickelte technologische Schema zur Gewinnung von W aus den abgestandenen Tailings der Erzaufbereitung Dzhida VMK für die industrielle Nutzung empfohlen werden und die abgestandenen Tailings werden in weitere industrielle mineralische Rohstoffe der Dzhida VMK überführt.
Für die industrielle Aufbereitung von abgestandenem Tailings nach der entwickelten Technologie bei Q = 400 t/h wurde eine Geräteliste entwickelt, die in Klasse -0,1 mm auf einem KNELSON Zentrifugalabscheider mit periodischem Austrag durchgeführt werden muss konzentrieren. Somit wurde festgestellt, dass der effektivste Weg, WO3 aus RTO mit einer Partikelgröße von -3 + 0,5 mm zu extrahieren, die Schneckentrennung ist; aus den Größenklassen -0,5 + 0,1 und -0,1 + 0 mm und zerkleinert auf -0,1 mm Tailings der Primäranreicherung - Zentrifugalabscheidung. Die wesentlichen Merkmale der Technologie zur Verarbeitung abgestandener Tailings des Dzhida VMK sind wie folgt: 1. Eine enge Klassifizierung des zur primären Anreicherung und Veredelung geschickten Einsatzmaterials ist erforderlich; 2. Bei der Wahl der Methode der primären Anreicherung von Klassen unterschiedlicher Größe ist ein individueller Ansatz erforderlich; 3. Die Gewinnung von Tailings ist mit der primären Anreicherung des feinsten Futters (-0,1 + 0,02 mm) möglich; 4. Verwendung von Hydrozyklonoperationen, um Dehydratisierungs- und Klassierungsoperationen zu kombinieren. Der Abfluss enthält Partikel mit einer Partikelgröße von -0,02 mm; 5. Kompakte Anordnung der Geräte. 6. Rentabilität des technologischen Schemas (ANHANG 4), das Endprodukt ist ein konditioniertes Konzentrat, das die Anforderungen von GOST 213-73 erfüllt.
Kiselew, Michail Jurjewitsch
Magnetische Verfahren werden häufig bei der Anreicherung von Erzen aus Eisen-, Nichteisen- und seltenen Metallen und in anderen Industriebereichen, einschließlich Lebensmitteln, eingesetzt. Sie werden zur Aufbereitung von Eisen-, Mangan-, Kupfer-Nickel-Wolframerzen sowie zur Veredelung von Konzentraten seltener Metallerze, Regenerierung von ferromagnetischen Beschwerungsmitteln in Trennanlagen in schweren Suspensionen, zur Entfernung von Eisenverunreinigungen aus Quarzsanden, Pyrit aus Kohle verwendet , etc.
Alle Mineralien haben eine unterschiedliche spezifische magnetische Suszeptibilität, und für die Gewinnung schwach magnetischer Mineralien sind Felder mit hohen magnetischen Eigenschaften im Arbeitsbereich des Separators erforderlich.
In Erzen von seltenen Metallen, insbesondere Wolfram und Niob und Tantal, haben die Hauptminerale in Form von Wolframit und Columbit-Tantalit magnetische Eigenschaften und es ist möglich, eine hochgradiente magnetische Trennung mit Extraktion von Erzmineralien in die magnetische Fraktion zu verwenden.
Im Labor für magnetische Anreicherungsmethoden NPO ERGA wurden Tests an Wolfram- und Niob-Tantal-Erzen der Lagerstätten Spoykoininsky und Orlovsky durchgeführt. Für die Trockenmagnetabscheidung wurde ein Rollenseparator SMVI, hergestellt von NPO ERGA, verwendet.
Die Trennung von Wolfram- und Niob-Tantal-Erz wurde gemäß Schema Nr. 1 durchgeführt. Die Ergebnisse sind in der Tabelle dargestellt.
Basierend auf den Ergebnissen der Arbeit können folgende Schlussfolgerungen gezogen werden:
Der Gehalt an nützlichen Komponenten in den Trennschwänzen beträgt: WO3 nach dem ersten Trennschema - 0,031 ± 0,011 %, nach dem zweiten - 0,048 ± 0,013 %; Ta 2 O 5 und Nb 2 O 5 –0,005 ± 0,003 %. Dies deutet darauf hin, dass die Induktion in der Arbeitszone des Abscheiders ausreicht, um schwach magnetische Mineralien in die Magnetfraktion zu extrahieren, und der Magnetabscheider vom Typ SMVI zur Gewinnung von Tailings geeignet ist.
Tests des SMVI-Magnetabscheiders wurden auch an Baddeleyit-Erz durchgeführt, um schwach magnetische Eisenminerale (Hämatit) in Tailings zu extrahieren und Zirkoniumkonzentrat zu reinigen.
Die Trennung führte zu einer Verringerung des Eisengehalts im nichtmagnetischen Produkt von 5,39 % auf 0,63 % bei einer Rückgewinnung von 93 %. Der Gehalt an Zirkonium im Konzentrat erhöhte sich um 12 %.
Das Betriebsschema des Separators ist in Abb. ein
Der Einsatz des SMVI-Magnetabscheiders hat bei der Anreicherung verschiedener Erze breite Anwendung gefunden. SMVI kann sowohl als Hauptanreicherungsgerät als auch als Veredelung von Konzentraten dienen. Dies wird durch erfolgreiche halbindustrielle Tests dieser Ausrüstung bestätigt.
Wolframmineralien, Erze und Konzentrate
Wolfram ist ein seltenes Element, sein durchschnittlicher Gehalt in der Erdkruste beträgt Yu-4% (nach Masse). Von Wolfram sind etwa 15 Mineralien bekannt, von praktischer Bedeutung sind jedoch nur die Mineralien der Wolframit-Gruppe und Scheelit.
Wolframit (Fe, Mn)WO4 ist ein isomorphes Gemisch (Mischkristall) aus Eisen- und Manganwolframaten. Bei mehr als 80 % Eisenwolframat im Mineral spricht man von Ferberit, bei überwiegendem Manganwolframat (mehr als 80 %) von Hübnerit. Gemische, die in ihrer Zusammensetzung zwischen diesen Grenzen liegen, werden als Wolframite bezeichnet. Mineralien der Wolframit-Gruppe sind schwarz oder braun gefärbt und haben eine hohe Dichte (7D-7,9 g/cm3) und eine Härte von 5-5,5 auf der mineralogischen Skala. Das Mineral enthält 76,3-76,8 % W03. Wolframit ist schwach magnetisch.
Scheelite CaWOA ist Calciumwolframat. Die Farbe des Minerals ist weiß, grau, gelb, braun. Dichte 5,9-6,1 g/cm3, Härte nach mineralogischer Skala 4,5-5. Scheelit enthält oft eine isomorphe Beimischung von Powellit, CaMo04. Bei Bestrahlung mit ultravioletten Strahlen fluoresziert Scheelit blau - blaues Licht. Bei einem Molybdängehalt von mehr als 1 % wird die Fluoreszenz gelb. Scheelit ist nicht magnetisch.
Wolframerze sind normalerweise arm an Wolfram. Der Mindestgehalt an W03 in Erzen, bei dem sich der Abbau rentiert, liegt derzeit bei 0,14-0,15 % für große und 0,4-0,5 % für kleine Vorkommen.
Zusammen mit Wolframmineralien findet man in Erzen Molybdänit, Kassiterit, Pyrit, Arsenopyrit, Chalkopyrit, Tantalit oder Columbit etc.
Nach der mineralogischen Zusammensetzung werden zwei Arten von Lagerstätten unterschieden - Wolframit und Scheelit, und nach der Form der Erzformationen - Gang- und Kontakttypen.
In Aderlagerstätten kommen Wolframminerale meist in Quarzadern geringer Mächtigkeit (0,3-1 m) vor. Der Kontakttyp von Ablagerungen ist mit Kontaktzonen zwischen Granitfelsen und Kalksteinen verbunden. Sie sind durch Ablagerungen von scheelithaltigem Skarn (Skarn sind verkieselte Kalksteine) gekennzeichnet. Zu den Skarn-Erzen gehört die Tyrny-Auzskoye-Lagerstätte, die größte in der UdSSR, im Nordkaukasus. Bei der Verwitterung von Aderablagerungen reichern sich Wolframit und Scheelit an und bilden Seifen. Bei letzterem wird Wolframit oft mit Kassiterit kombiniert.
Wolframerze werden angereichert, um Standardkonzentrate zu erhalten, die 55-65 % W03 enthalten. Ein hoher Anreicherungsgrad von Wolframiterzen wird durch verschiedene Methoden erreicht: Schwerkraft, Flotation, magnetische und elektrostatische Trennung.
Bei der Anreicherung von Scheeliterzen kommen Schwerkraftflotation oder reine Flotationsschemata zum Einsatz.
Die Extraktion von Wolfram zu konditionierten Konzentraten während der Anreicherung von Wolframerzen reicht von 65-70 % bis 85-90 %.
Bei der Anreicherung von Erzen mit komplexer Zusammensetzung oder schwierig anzureichernden Erzen ist es manchmal wirtschaftlich vorteilhaft, Mittelspäne mit einem Gehalt von 10–20 % W03 aus dem Anreicherungskreislauf für die chemische (hydrometallurgische) Verarbeitung zu entfernen, wodurch „künstlicher Scheelit“ oder technischer Wolframtrioxid wird erhalten. Solche kombinierten Schemata bieten eine hohe Gewinnung von Wolfram aus Erzen.
Die staatliche Norm (GOST 213-73) sieht vor, dass der Gehalt an W03 in Wolframkonzentraten der 1. Klasse nicht weniger als 65%, der 2. Klasse - nicht weniger als 60% beträgt. Sie begrenzen den Gehalt an Verunreinigungen P, S, As, Sn, Cu, Pb, Sb, Bi im Bereich von Hundertstel Prozent bis 1,0 %, je nach Qualität und Verwendungszweck des Konzentrats.
Die erkundeten Wolframreserven ab 1981 werden auf 2903 000 Tonnen geschätzt, davon 1360 000 Tonnen in der VR China. Die UdSSR, Kanada, Australien, die USA, Süd- und Nordkorea, Bolivien, Brasilien und Portugal verfügen über bedeutende Reserven. Produktion von Wolframkonzentraten in kapitalistischen und Entwicklungsländern im Zeitraum 1971 - 1985 schwankte zwischen 20 und 25.000 Tonnen (in Bezug auf den Metallgehalt).
Verfahren zur Verarbeitung von Wolframkonzentraten
Das Hauptprodukt der direkten Verarbeitung von Wolframkonzentraten (neben Ferrowolfram, geschmolzen für den Bedarf der Eisenmetallurgie) ist Wolframtrioxid. Es dient als Ausgangsmaterial für Wolfram und Wolframkarbid, den Hauptbestandteil harter Legierungen.
Produktionsschemata für die Verarbeitung von Wolframkonzentraten werden je nach akzeptierter Abbaumethode in zwei Gruppen eingeteilt:
Wolframkonzentrate werden mit Soda gesintert oder mit wässrigen Sodalösungen in Autoklaven behandelt. Wolframkonzentrate werden manchmal mit wässrigen Lösungen von Natriumhydroxid zersetzt.
Konzentrate werden durch Säuren zersetzt.
In Fällen, in denen alkalische Reagenzien zur Zersetzung verwendet werden, werden Lösungen von Natriumwolframat erhalten, aus denen nach Reinigung von Verunreinigungen Endprodukte hergestellt werden - Ammoniumparawolframat (PVA) oder Wolframsäure. 24
Bei der Zersetzung des Konzentrats durch Säuren fallen Niederschläge von technischer Wolframsäure an, die in nachfolgenden Arbeitsgängen von Verunreinigungen gereinigt werden.
Zersetzung von Wolframkonzentraten. alkalische Reagenzien Sintern mit Na2C03
Sintern von Wolframit mit Na2C03. Die Wechselwirkung von Wolframit mit Soda in Gegenwart von Sauerstoff verläuft aktiv bei 800-900 C und wird durch die folgenden Reaktionen beschrieben: 2FeW04 + 2Na2C03 + 1/202 = 2Na2W04 + Fe203 + 2C02; (l) 3MnW04 + 3Na2C03 + 1/202 = 3Na2W04 + Mn304 + 3C02. (2)
Diese Reaktionen laufen mit einem großen Verlust an Gibbs-Energie ab und sind praktisch irreversibel. Mit dem Verhältnis in Wolframit FeO:MnO = i:i AG ° 1001C = -260 kJ / mol. Bei einem Überschuss an Na2C03 in der Charge von 10-15 % über der stöchiometrischen Menge wird ein vollständiger Abbau des Konzentrats erreicht. Um die Oxidation von Eisen und Mangan zu beschleunigen, werden der Charge manchmal 1-4% Nitrat zugesetzt.
Das Sintern von Wolframit mit Na2C03 in heimischen Betrieben erfolgt in mit Schamottesteinen ausgekleideten Drehrohröfen. Um das Schmelzen der Charge und die Bildung von Ablagerungen (Wachstum) in den Zonen des Ofens mit niedrigerer Temperatur zu vermeiden, werden der Charge Rückstände aus dem Auslaugen von Kuchen (mit Eisen- und Manganoxiden) zugesetzt, wodurch der Gehalt verringert wird von W03 darin zu 20-22%.
Der 20 m lange Ofen mit einem Außendurchmesser von 2,2 m hat bei einer Drehzahl von 0,4 U/min und einer Neigung von 3 eine Kapazität von 25 t/Tag an Charge.
Die Einsatzkomponenten (zerkleinertes Konzentrat, Na2C03, Salpeter) werden aus den Trichtern über eine automatische Waage dem Schneckenmischer zugeführt. Die Mischung gelangt in den Ofentrichter, von wo aus sie in den Ofen geleitet wird. Nach dem Verlassen des Ofens passieren die Sinterstücke die Brechwalzen und die Nassmühle, von der der Zellstoff zum oberen Polierer geleitet wird (Abb. 1).
Scheelit-Sintern mit Na2C03. Bei Temperaturen von 800-900 C kann die Wechselwirkung von Scheelit mit Na2C03 nach zwei Reaktionen ablaufen:
CaW04 + Na2CQ3 Na2W04 + CaCO3; (1.3)
CaW04 + Na2C03 *=*■ Na2W04 + CaO + C02. (1.4)
Beide Reaktionen laufen mit einer relativ kleinen Änderung der Gibbs-Energie ab.
Reaktion (1.4) läuft in nennenswertem Ausmaß oberhalb von 850 C ab, wenn eine Zersetzung von CaCO3 beobachtet wird. Das Vorhandensein von Calciumoxid im Sinter führt beim Auslaugen des Sinters mit Wasser zur Bildung von schwerlöslichem Calciumwolframat, das die Extraktion von Wolfram in Lösung verringert:
Na2W04 + Ca(OH)2 = CaW04 + 2NaOH. (1.5)
Bei einem großen Überschuss an Na2CO3 in der Charge wird diese Reaktion durch die Wechselwirkung von Na2CO4 mit Ca(OH)2 zu CaCO3 weitgehend unterdrückt.
Um den Verbrauch von Na2C03 zu reduzieren und die Bildung von freiem Calciumoxid zu verhindern, wird der Mischung Quarzsand zugesetzt, um Calciumoxid in unlösliche Silikate zu binden:
2CaW04 + 2Na2C03 + Si02 = 2Na2W04 + Ca2Si04 + 2C02;(l.6) AG°100IC = -106,5 kJ.
Dennoch muss auch in diesem Fall für eine hohe Wolframrückgewinnung in die Lösung ein deutlicher Überschuss an Na2CO3 (50–100 % der stöchiometrischen Menge) in die Charge eingebracht werden.
Die Sinterung der Scheelitkonzentratcharge mit Na2C03 und Quarzsand erfolgt in Trommelöfen, wie oben für Wolframit beschrieben, bei 850–900°C. Um ein Schmelzen zu verhindern, werden Auslaugungshalden (die hauptsächlich Calciumsilikat enthalten) der Charge in dem Maße zugesetzt, in dem der Gehalt an W03 auf 20-22 % reduziert wird.
Auslaugen von Sodaflecken. Beim Auslaugen von Kuchen mit Wasser gehen Natriumwolframat und lösliche Salze von Verunreinigungen (Na2Si03, Na2HP04, Na2HAs04, Na2Mo04, Na2S04) sowie ein Überschuss an Na2C03 in die Lösung über. Das Auslaugen erfolgt bei 80-90 ° C in Stahlreaktoren mit mechanischer Bewegung, die in Hierio-
Konzentrate mit Soda:
Aufzug, der das Konzentrat der Mühle zuführt; 2 - Kugelmühle, die in einem geschlossenen Kreislauf mit einem Luftabscheider arbeitet; 3 - Schnecke; 4 - Luftabscheider; 5 - Taschenfilter; 6 - automatische Gewichtsspender; 7 - Förderschnecke; 8 - Schneckenmischer; 9 - Ladetrichter; 10 - Zubringer;
Trommelofen; 12 - Walzenbrecher; 13 - Stangenmühlenlaugung; 14 - Reaktor mit Rührer
Wildmodus oder kontinuierlich rotierende Auslauggeräte. Letztere sind mit Brechstäben zum Zerkleinern von Kuchenstücken gefüllt.
Die Extraktion von Wolfram aus dem Sinter in die Lösung beträgt 98-99 %. Starke Lösungen enthalten 150-200 g/l W03.
Autoklav o-c Eine Methode zur Zersetzung von Wolframkonzentraten
Das Autoklav-Soda-Verfahren wurde in der UdSSR1 in Bezug auf die Verarbeitung von Scheelit-Konzentraten und Futtermehl vorgeschlagen und entwickelt. Derzeit wird das Verfahren in einer Reihe von inländischen Fabriken und im Ausland eingesetzt.
Die Zersetzung von Scheelit mit Na2C03-Lösungen beruht auf der Austauschreaktion
CaW04CrB)+Na2C03(pacTB)^Na2W04(pacTB)+CaC03(TB). (1.7)
Bei 200-225 °C und entsprechendem Überschuss an Na2C03 erfolgt die Zersetzung je nach Zusammensetzung des Konzentrats mit ausreichender Geschwindigkeit und Vollständigkeit. Die Konzender Reaktion (1.7) sind klein, steigen mit der Temperatur und hängen vom Sodaäquivalent ab (d. h. der Anzahl der Mole Na2C03 pro 1 Mol CaW04).
Mit einem Soda-Äquivalent von 1 und 2 bei 225 C beträgt die Gleichgewichtskonstante (Kc = C / C cq) 1,56 und
0,99 bzw. Daraus folgt, dass bei 225 C das mindestens erforderliche Sodaäquivalent 2 ist (d. h. der Überschuss an Na2C03 beträgt 100 %). Der tatsächliche Überschuss an Na2C03 ist höher, da sich die Geschwindigkeit des Prozesses verlangsamt, wenn man sich dem Gleichgewicht nähert. Für Scheelitkonzentrate mit einem Gehalt von 45-55 % W03 bei 225 C wird ein Sodaäquivalent von 2,6-3 benötigt. Für Futtermittel mit 15-20 % W03 sind 4-4,5 Mol Na2C03 pro 1 Mol CaW04 erforderlich.
Auf Scheelitpartikeln gebildete CaCO3-Filme sind porös und bis zu einer Dicke von 0,1–0,13 mm wurde ihr Einfluss auf die Geschwindigkeit der Scheelitzersetzung durch Na2CO3-Lösungen nicht gefunden. Bei intensivem Rühren wird die Geschwindigkeit des Prozesses durch die Geschwindigkeit der chemischen Stufe bestimmt, was durch den hohen Wert der scheinbaren Aktivierungsenergie E = 75+84 kJ/mol bestätigt wird. Bei ungenügender Rührgeschwindigkeit (bzw
Tritt in horizontal rotierenden Autoklaven auf), wird ein Zwischenregime verwirklicht: Die Geschwindigkeit des Prozesses wird sowohl durch die Zufuhrgeschwindigkeit des Reagens an die Oberfläche als auch durch die Geschwindigkeit der chemischen Wechselwirkung bestimmt.
0,2 0,3 0, es 0,5 0,5 0,7 0,8
Wie aus Fig. 2 ersichtlich ist, nimmt die spezifische Reaktionsgeschwindigkeit etwa umgekehrt proportional zur Zunahme des Verhältnisses der molaren Konzentrationen von Na2W04:Na2C03 in Lösung ab. Das
Ryas. Abb. 2. Abhängigkeit der spezifischen Geschwindigkeit des Scheelitabbaus durch eine Sodalösung in einem Autoklaven j vom molaren Verhältnis der Na2W04/Na2C03-Konzentrationen in der Lösung at
Verursacht die Notwendigkeit eines erheblichen Überschusses an Na2C03 gegenüber dem erforderlichen Minimum, das durch den Wert der Gleichgewichtskonstante bestimmt wird. Um den Verbrauch an Na2C03 zu reduzieren, wird eine zweistufige Gegenstromlaugung durchgeführt. In diesem Fall werden die Tailings nach der ersten Laugung, in denen wenig Wolfram (15-20 % des Originals) vorhanden ist, mit einer frischen Lösung behandelt, die einen großen Überschuss an Na2C03 enthält. Die resultierende Lösung, die zirkuliert, tritt in die erste Stufe der Auslaugung ein.
Für Wolframitkonzentrate wird auch der Aufschluss mit Na2C03-Lösungen im Autoklaven verwendet, allerdings ist die Reaktion hier komplizierter, da sie von einer hydrolytischen Zersetzung von Eisencarbonat begleitet wird (Mangancarbonat wird nur teilweise hydrolysiert). Die Zersetzung von Wolframit bei 200-225 °C kann durch folgende Reaktionen dargestellt werden:
MnW04(TB)+Na2C03(paCT)^MiiC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.8)
FeW04(TB)+NaC03(pacT)*=iFeC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.9)
FeC03 + HjO^FeO + H2CO3; (1.10)
Na2C03 + H2C03 = 2NaHC03. (l. ll)
Das resultierende Eisenoxid FeO bei 200-225 ° C wird gemäß der Reaktion umgewandelt:
3FeO + H20 = Fe304 + H2.
Die Bildung von Natriumbicarbonat führt zu einer Abnahme der Na2CO3-Konzentration in der Lösung und erfordert einen großen Überschuss des Reagenzes.
Um einen zufriedenstellenden Abbau von Wolframit-Konzentraten zu erreichen, ist es notwendig, sie fein zu mahlen und den Verbrauch an Na2CO3 je nach Zusammensetzung des Konzentrats auf 3,5-4,5 g-eq zu erhöhen. Wolframite mit hohem Mangangehalt sind schwieriger zu zersetzen.
Die Zugabe von NaOH oder CaO zur autoklavierten Aufschlämmung (was zu einer Verätzung von Na2C03 führt) verbessert den Zersetzungsgrad.
Die Zersetzungsgeschwindigkeit von Wolframit kann erhöht werden, indem Sauerstoff (Luft) in den Autoklavenbrei eingebracht wird, der Fe (II) und Mil (II) oxidiert, was zur Zerstörung des Kristallgitters des Minerals an der reagierenden Oberfläche führt.
Sekundärdampf
Ryas. 3. Autoklaveneinheit mit einem horizontal rotierenden Autoklaven: 1 - Autoklav; 2 - Laderohr für den Zellstoff (Dadurch wird Dampf eingeführt); 3 - Zellstoffpumpe; 4 - Manometer; 5 - Zellstoffreaktor-Heizung; 6 - Selbstverdampfer; 7 - Tropfenabscheider; 8 - Zellstoffeintrag in den Selbstverdampfer; 9 - Häcksler aus Panzerstahl; 10 - Rohr zur Zellstoffentfernung; 11 - Zellstoffsammler
Die Laugung erfolgt in horizontalen Drehautoklaven aus Stahl, die mit Frischdampf beheizt werden (Abb. 3), und vertikalen Durchlaufautoklaven unter Rühren des Zellstoffs mit sprudelndem Dampf. Ungefähre Verfahrensführung: Temperatur 225, Druck im Autoklaven ~ 2,5 MPa, Verhältnis T: W = 1: (3,5 * 4), Dauer bei jeder Stufe 2-4 Stunden.
Abbildung 4 zeigt ein Diagramm einer Autoklavenbatterie. Der durch Dampf auf 80-100 °C erhitzte anfängliche Autoklavenbrei wird in Autoklaven gepumpt, wo er erhitzt wird
Sekundärdampf
Graben. Abb. 4. Schema einer kontinuierlichen Autoklavenanlage: 1 - Reaktor zum Erhitzen des Ausgangsbreis; 2 - Kolbenpumpe; 3 - Autoklav; 4 - Drosselklappe; 5 - Selbstverdampfer; 6 - Zellstoffsammler
200-225 °C Frischdampf. Im Dauerbetrieb wird der Druck im Autoklaven durch Ablassen der Aufschlämmung über eine Drossel (kalibrierter Hartmetallwäscher) aufrechterhalten. Der Zellstoff gelangt in den Selbstverdampfer - ein Gefäß unter einem Druck von 0,15-0,2 MPa, in dem der Zellstoff durch intensive Verdampfung schnell abgekühlt wird. Die Vorteile des Autoklaven-Soda-Aufschlusses von Scheelitkonzentraten vor dem Sintern sind der Ausschluss des Ofenprozesses und ein etwas geringerer Gehalt an Verunreinigungen in Wolframlösungen (insbesondere Phosphor und Arsen).
Zu den Nachteilen des Verfahrens gehört ein großer Verbrauch an Na2C03. Eine hohe Konzentration an überschüssigem Na2C03 (80-120 g/l) zieht einen erhöhten Säureverbrauch für die Neutralisation von Lösungen und dementsprechend hohe Kosten für die Entsorgung von Abfalllösungen nach sich.
Zersetzung von Wolframat konz.
Natronlaugen zersetzen Wolframit nach der Austauschreaktion:
Me WC>4 + 2Na0Hi=tNa2W04 + Me(0 H)2, (1.13)
Wo Me ist Eisen, Mangan.
Der Wert der Konzentrationskonstante dieser Reaktion Kc = 2 bei Temperaturen von 90, 120 und 150 °C ist jeweils gleich 0,68; 2.23 und 2.27.
Ein vollständiger Abbau (98-99 %) wird durch Behandeln des feinteiligen Konzentrats mit 25-40 %iger Natronlauge bei 110-120 °C erreicht. Der erforderliche Alkaliüberschuss beträgt 50 % oder mehr. Die Zersetzung wird in stahlversiegelten Reaktoren durchgeführt, die mit Rührern ausgestattet sind. Der Durchgang von Luft in die Lösung beschleunigt den Prozess aufgrund der Oxidation von Eisen (II) -hydroxid Fe (OH) 2 zu hydratisiertem Eisen (III) -oxid Fe203-«H20 und Mangan (II) -hydroxid Mn (OH) 2 zu hydratisiertem Mangan (IV) Oxid MnO2-1H20.
Der Einsatz des Aufschlusses mit Alkalilösungen ist nur bei hochwertigen Wolframitkonzentraten (65-70 % W02) mit geringen Kieselsäure- und Silikatverunreinigungen sinnvoll. Bei der Verarbeitung minderwertiger Konzentrate fallen stark verunreinigte Lösungen und schwer filtrierbare Niederschläge an.
Verarbeitung von Natriumwolframat-Lösungen
Lösungen von Natriumwolframat, die 80-150 g/l W03 enthalten, um Wolframtrioxid der erforderlichen Reinheit zu erhalten, wurden bisher hauptsächlich nach dem traditionellen Schema verarbeitet, das Folgendes umfasst: Reinigung von Verbindungen von Verunreinigungselementen (Si, P, As, F, Mo); Niederschlag
Calcium-Wolfram-Mag (künstlicher Scheelit) mit anschließender Zersetzung mit Säuren und Gewinnung von technischer Wolframsäure; Auflösen von Wolframsäure in Ammoniakwasser, gefolgt von Eindampfen der Lösung und Kristallisation von Ammoniumparawolframat (PVA); Calcinierung von PVA, um reines Wolframtrioxid zu erhalten.
Der Hauptnachteil des Schemas ist sein mehrstufiger Charakter, bei dem die meisten Operationen in einem periodischen Modus ausgeführt werden, und die Dauer einer Reihe von Umverteilungen. Eine Extraktions- und Ionenaustauschtechnologie zur Umwandlung von Na2W04-Lösungen in (NH4)2W04-Lösungen wurde entwickelt und wird bereits in einigen Unternehmen eingesetzt. Die wichtigsten Umverteilungen des traditionellen Schemas und neue Extraktions- und Ionenaustauschvarianten der Technologie werden im Folgenden kurz betrachtet.
Reinigung von Verunreinigungen
Silikonreinigung. Wenn der SiO2-Gehalt in Lösungen 0,1 % des W03-Gehalts übersteigt, ist eine Vorreinigung von Silizium erforderlich. Die Reinigung beruht auf der hydrolytischen Zersetzung von Na2SiO3 durch Kochen einer auf pH=8*9 neutralisierten Lösung unter Freisetzung von Kieselsäure.
Die Lösungen werden mit Salzsäure neutralisiert und unter Rühren (um lokale Peroxidation zu vermeiden) in einem dünnen Strahl zu einer erhitzten Lösung von Natriumwolframat gegeben.
Reinigung von Phosphor und Arsen. Zur Entfernung von Phosphat- und Arsenationen wird das Verfahren der Fällung von Ammonium-Magnesium-Salzen Mg (NH4) P04 6H20 und Mg (NH4) AsC) 4 6H20 verwendet. Die Löslichkeit dieser Salze in Wasser bei 20 °C beträgt 0,058 bzw. 0,038 %. Bei einem Überschuss an Mg2+- und NH4-Ionen ist die Löslichkeit geringer.
Die Ausfällung von Phosphor- und Arsenverunreinigungen erfolgt in der Kälte:
Na2HP04 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)P04 + 2NaCl +
Na2HAsQ4 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)AsQ4 + 2NaCl +
Nach längerem Stehen (48 Stunden) fallen aus der Lösung kristalline Niederschläge von Ammonium-Magnesium-Salzen aus.
Reinigung von Fluoridionen. Bei einem hohen Fluoritgehalt im Originalkonzentrat erreicht der Gehalt an Fluoridionen 5 g/L. Lösungen werden von Fluorid-Ionen durch Fällung mit Magnesiumfluorid aus einer neutralisierten Lösung gereinigt, der MgCl2 zugesetzt wird. Die Reinigung von Fluor kann mit der hydrolytischen Isolierung von Kieselsäure kombiniert werden.
Reinigung mit Molybdän. Lösungen von Natriumwolframat" müssen von Molybdän gereinigt werden, wenn sein Gehalt 0,1% des W03-Gehalts übersteigt (d. h. 0,1-0,2 t / l). Bei einer Molybdänkonzentration von 5-10 g / l (z. B. bei der Verarbeitung von Scheelit -Powellit-Tyrny-Auzsky-Konzentrate) ist die Isolierung von Molybdän von besonderer Bedeutung, da sie darauf abzielt, ein chemisches Molybdänkonzentrat zu erhalten.
Eine gängige Methode ist die Ausfällung des schwerlöslichen Molybdäntrisulfids MoS3 aus einer Lösung.
Es ist bekannt, dass bei Zugabe von Natriumsulfid zu Lösungen von Wolframat oder Natriummolybdat Sulfosalze Na23S4 oder Oxosulfosalze Na23Sx04_x (wobei E Mo oder W ist) entstehen:
Na2304 + 4NaHS = Na23S4 + 4NaOH. (1.16)
Die Gleichgewichtskonstante dieser Reaktion ist für Na2Mo04 viel größer als für Na2W04(^^0 » Kzr). Wird der Lösung also eine Menge Na2S zugesetzt, die nur für die Wechselwirkung mit Na2Mo04 ausreicht (mit leichtem Überschuss), dann wird überwiegend Molybdänsulfosalz gebildet. Beim anschließenden Ansäuern der Lösung auf pH = 2,5 * 3,0 wird das Sulfosalz unter Freisetzung von Molybdäntrisulfid zerstört:
Na2MoS4 + 2HC1 = MoS3 j + 2NaCl + H2S. (1.17)
Oxosulfosalze zersetzen sich unter Freisetzung von Oxosulfiden (z. B. MoSjO usw.). Zusammen mit Molybdäntrisulfid fällt eine gewisse Menge Wolframtrisulfid mit aus.Durch Auflösen des Sulfidniederschlags in einer Sodalösung und erneutes Ausfällen von Molybdäntrisulfid erhält man ein Molybdänkonzentrat mit einem W03-Gehalt von nicht mehr als 2 % mit einem Verlust von Wolfram 0,3-0,5% der ursprünglichen Menge.
Nach partieller oxidativer Röstung des Niederschlags von Molybdäntrisulfid (bei 450–500°C) wird ein chemisches Molybdänkonzentrat mit einem Gehalt von 50–52 % Molybdän erhalten.
Der Nachteil der Molybdänfällungsmethode in der Zusammensetzung von Trisulfid ist die Freisetzung von Schwefelwasserstoff gemäß Reaktion (1.17), was Kosten für die Neutralisierung von Gasen erfordert (sie verwenden die Absorption von H2S in einem mit Natriumhydroxid bewässerten Wäscher Lösung). Die Selektion von Molybdäntrisulfid erfolgt aus einer auf 75–80°C erhitzten Lösung. Der Betrieb erfolgt in versiegelten Stahlreaktoren, gummiert oder mit säurebeständigem Email beschichtet. Die Trisulfidniederschläge werden von der Lösung durch Filtration auf einer Filterpresse abgetrennt.
Gewinnung von Wolframsäure aus Lösungen von Natriumwolframat
Wolframsäure kann direkt aus einer Lösung von Natriumwolframat mit Salz- oder Salpetersäure isoliert werden. Dieses Verfahren wird jedoch selten verwendet, da es schwierig ist, Niederschläge von Natriumionen zu waschen, deren Gehalt in Wolframtrioxid begrenzt ist.
Aus der Lösung wird zum größten Teil zunächst Calciumwolframat ausgefällt, das dann mit Säuren zersetzt wird. Calciumwolframat wird durch Zugabe einer auf 80–90°C erhitzten CaCl2-Lösung zu einer Natriumwolframatlösung mit einer Restalkalität der Lösung von 0,3–0,7 % ausgefällt. Dabei fällt ein weißer feinkristalliner, leicht absetzbarer Niederschlag aus, Natriumionen verbleiben in der Mutterlauge, was deren geringen Gehalt an Wolframsäure gewährleistet. 99-99,5 % W fallen aus der Lösung aus, Mutterlösungen enthalten 0,05-0,07 g/l W03. Der mit Wasser gewaschene CaW04-Niederschlag in Form einer Paste oder Pulpe tritt beim Erhitzen auf 90 ° mit Salzsäure zur Zersetzung ein:
CaW04 + 2HC1 = H2W04i + CaCl2. (1.18)
Während der Zersetzung wird eine hohe Endsäure des Zellstoffs aufrechterhalten (90–100 g/l HCl), die die Trennung von Wolframsäure von Verunreinigungen aus Phosphor-, Arsen- und teilweise Molybdänverbindungen (Molybdänsäure löst sich in Salzsäure) gewährleistet. Niederschläge von Wolframsäure müssen gründlich von Verunreinigungen (insbesondere von Calciumsalzen) gewaschen werden
und Natrium). In den letzten Jahren wurde das kontinuierliche Waschen von Wolframsäure in pulsierenden Kolonnen beherrscht, was den Betrieb stark vereinfachte.
In einem der Unternehmen in der UdSSR wird bei der Verarbeitung von Natriumwolframatlösungen anstelle von Salzsäure Salpetersäure verwendet, um die Lösungen zu neutralisieren und CaW04-Präzipitate zu zersetzen, und die Ausfällung der letzteren erfolgt durch Einführen von Ca(N03)2 in Die Lösungen. In diesem Fall werden die Salpetersäure-Mutterlaugen entsorgt, wobei Nitratsalze gewonnen werden, die als Düngemittel verwendet werden.
Reinigung von technischer Wolframsäure und Gewinnung von W03
Technische Wolframsäure, erhalten nach dem oben beschriebenen Verfahren, enthält 0,2–0,3 % Verunreinigungen. Als Ergebnis der Säurekalzinierung bei 500–600 C wird Wolframtrioxid erhalten, das für die Herstellung von Hartlegierungen auf der Basis von Wolframcarbid geeignet ist. Die Herstellung von Wolfram erfordert jedoch ein Trioxid höherer Reinheit mit einem Gesamtverunreinigungsgehalt von nicht mehr als 0,05 %.
Das Ammoniakverfahren zur Reinigung von Wolframsäure ist allgemein anerkannt. Es ist leicht in Ammoniakwasser löslich, während die meisten Verunreinigungen im Sediment verbleiben: Kieselsäure, Eisen- und Manganhydroxide und Kalzium (in Form von CaW04). Ammoniaklösungen können jedoch eine Beimischung von Molybdän-Alkalimetallsalzen enthalten.
Aus der Ammoniaklösung wird durch Verdampfen und anschließendes Abkühlen ein kristalliner Niederschlag von PVA isoliert:
Verdunstung
12(NH4)2W04 * (NH4)10H2W12O42 4Н20 + 14NH3 +
In der industriellen Praxis wird die Zusammensetzung von PVA oft in der Oxidform geschrieben: 5(NH4)20-12W03-5H20, was nicht seine chemische Natur als Isopolysäuresalz widerspiegelt.
Die Eindampfung erfolgt in Batch- oder kontinuierlichen Geräten aus Edelstahl. Normalerweise werden 75-80 % des Wolframs in Kristalle isoliert. Eine tiefere Kristallisation ist unerwünscht, um eine Kontamination der Kristalle mit Verunreinigungen zu vermeiden. Es ist signifikant, dass der größte Teil der Molybdänverunreinigung (70–80 %) in der Mutterlauge verbleibt. Aus der mit Verunreinigungen angereicherten Mutterlauge wird Wolfram in Form von CaW04 bzw. H2W04 ausgefällt, das den entsprechenden Stufen des Produktionsschemas wieder zugeführt wird.
PVA-Kristalle werden auf einem Filter ausgedrückt, dann in einer Zentrifuge, mit kaltem Wasser gewaschen und getrocknet.
Wolframtrioxid wird durch thermische Zersetzung von Wolframsäure oder PVA gewonnen:
H2W04 \u003d "W03 + H20;
(NH4) 10H2W12O42 4H20 = 12W03 + 10NH3 + 10H20. (1.20)
Die Kalzinierung erfolgt in Drehelektroöfen mit einem Rohr aus hitzebeständigem Stahl 20X23H18. Der Kalzinierungsmodus hängt vom Zweck des Wolframtrioxids und der erforderlichen Größe seiner Partikel ab. Um also Wolframdraht der Sorte VA (siehe unten) zu erhalten, wird PVA bei 500-550 ° C kalziniert, Drahtsorten VCh und VT (Wolfram ohne Zusätze) - bei 800-850 ° C.
Wolframsäure wird bei 750–850 °C kalziniert. Von PVA abgeleitetes Wolframtrioxid hat größere Teilchen als Trioxid, das von Wolframsäure abgeleitet ist. In Wolframtrioxid, das für die Herstellung von Wolfram bestimmt ist, muss der Gehalt an W03 für die Herstellung von Hartlegierungen mindestens 99,95 % betragen - mindestens 99,9 %.
Extraktions- und Ionenaustauschverfahren zur Verarbeitung von Lösungen von Natriumwolframat
Die Aufarbeitung von Natriumwolframatlösungen wird stark vereinfacht, wenn Wolfram aus Lösungen durch Extraktion mit einem organischen Extraktionsmittel extrahiert wird, gefolgt von einer Reextraktion aus der organischen Phase mit einer Ammoniaklösung unter Abtrennung von PVA aus einer Ammoniaklösung.
Da Wolfram in einem weiten Bereich von pH = 7,5 + 2,0 in Lösungen in Form von polymeren Anionen vorkommt, werden zur Extraktion Aniverwendet: Salze von Aminen oder quaternäre Ammoniumbasen. Insbesondere das Sulfatsalz von Trioctylamin (i?3NH)HS04 (wobei R С8Н17 ist) wird in der industriellen Praxis verwendet. Die höchsten Wolframextraktionsraten werden bei pH=2*4 beobachtet.
Die Extraktion wird durch die Gleichung beschrieben:
4 (i? 3NH) HS04 (opr) + H2 \ U120 * "(aq) + 2H + (aq) ї \u003d ї
Ї \u003d ї (D3GSh) 4H4 \ U12O40 (org) + 4H80; (aq.). (l.2l)
Das Amin wird in Kerosin gelöst, dem ein technisches Gemisch aus mehrwertigen Alkoholen (C7 - C9) zugesetzt wird, um die Ausfällung einer festen Phase zu verhindern (aufgrund der geringen Löslichkeit von Aminsalzen in Kerosin). Die ungefähre Zusammensetzung der organischen Phase: Amine 10%, Alkohole 15%, Kerosin - der Rest.
Von mrlibden gereinigte Lösungen sowie Verunreinigungen von Phosphor, Arsen, Silizium und Fluor werden zur Extraktion geschickt.
Wolfram wird aus der organischen Phase mit Ammoniakwasser (3-4 % NH3) reextrahiert, wobei Lösungen von Ammoniumwolframat erhalten werden, aus denen PVA durch Eindampfen und Kristallisation isoliert wird. Die Extraktion wird in Apparaturen vom Mixer-Settler-Typ oder in pulsierenden Kolonnen mit Füllkörpern durchgeführt.
Die Vorteile der Extraktionsverarbeitung von Natriumwolframatlösungen liegen auf der Hand: Die Anzahl der Operationen des technologischen Schemas wird reduziert, es ist möglich, ein kontinuierliches Verfahren zur Gewinnung von Ammoniumwolframatlösungen aus Natriumwolframatlösungen durchzuführen, und Produktionsflächen werden reduziert.
Abwasser aus dem Extraktionsprozess kann eine Beimischung von 80–100 mg/l Amine sowie Verunreinigungen von höheren Alkoholen und Kerosin enthalten. Zur Entfernung dieser umweltschädlichen Verunreinigungen werden Schaumflotation und Adsorption an Aktivkohle eingesetzt.
Die Extraktionstechnologie wird in ausländischen Unternehmen eingesetzt und auch in inländischen Anlagen implementiert.
Die Verwendung von Ionenaustauscherharzen ist eine mit der Extraktion konkurrierende Richtung für die Verarbeitung von Natriumwolframatlösungen. Hierzu werden niederbasische Anionenaustauscher mit Amingruppen (häufig tertiäre Amine) oder amphotere Harze (Ampholyte) mit Carboxyl- und Amingruppen eingesetzt. Bei pH = 2,5 + 3,5 werden Wolframpolyanionen an Harzen sorbiert, und für einige Harze beträgt die Gesamtkapazität 1700–1900 mg W03 pro 1 g Harz. Bei Harzen in der 8C>5~-Form werden Sorption und Elution jeweils durch die Gleichungen beschrieben:
2tf2S04 + H4W12044; 5^"4H4W12O40 + 2SOf; (1.22)
I?4H4WI2O40 + 24NH4OH = 12(NH4)2W04 + 4DON + 12H20. (l.23)
Die Ionenaustauschmethode wurde in einem der Unternehmen der UdSSR entwickelt und angewendet. Die erforderliche Kontaktzeit des Harzes mit der Lösung beträgt 8–12 Std. Das Verfahren wird in einer Kaskade von Ionenaustauschsäulen mit einem suspendierten Harzbett in einem kontinuierlichen Modus durchgeführt. Ein erschwerender Umstand ist die teilweise Abtrennung von PVA-Kristallen im Stadium der Elution, was ihre Abtrennung von den Harzteilchen erfordert. Als Ergebnis der Elution werden Lösungen mit 150–170 g/l W03 erhalten, die der Eindampfung und Kristallisation von PVA zugeführt werden.
Der Nachteil der Ionenaustausch-Technologie gegenüber der Extraktion ist die ungünstigere Kinetik (Kontaktzeit 8-12 Stunden gegenüber 5-10 Minuten für die Extraktion). Zu den Vorteilen von Ionenaustauschern gehören gleichzeitig das Fehlen von Abfalllösungen mit organischen Verunreinigungen sowie die Brandsicherheit und Ungiftigkeit von Harzen.
Zersetzung von Scheelitkonzentraten mit Säuren
In der industriellen Praxis wird vor allem bei der Verarbeitung hochwertiger Scheelit-Konzentrate (70-75 % W03) die direkte Zersetzung von Scheelit mit Salzsäure eingesetzt.
Zersetzungsreaktion:
CaW04 + 2HC1 = W03H20 + CoCl2 (1,24)
Nahezu irreversibel. Der Säureverbrauch ist jedoch aufgrund der Hemmung des Prozesses durch Wolframsäurefilme auf Scheelitpartikeln viel höher als der stöchiometrisch erforderliche (250–300%).
Die Zersetzung erfolgt in verschlossenen Reaktoren mit Rührwerk, ausgekleidet mit säurebeständigem Lack und beheizt durch einen Dampfmantel. Der Prozess wird bei 100-110 C durchgeführt. Die Zersetzungsdauer variiert zwischen 4-6 und 12 Stunden, was vom Mahlgrad sowie der Herkunft des Konzentrats abhängt (Scheelite verschiedener Lagerstätten unterscheiden sich in ihrer Reaktivität).
Eine einmalige Behandlung führt nicht immer zu einer vollständigen Öffnung. In diesem Fall wird nach Auflösen von Wolframsäure in Ammoniakwasser der Rückstand erneut mit Salzsäure behandelt.
Bei der Zersetzung von Scheelit-Powellit-Konzentraten mit einem Gehalt von 4-5 % Molybdän geht das meiste Molybdän in die Salzsäurelösung über, was durch die hohe Löslichkeit von Molybdänsäure in Salzsäure erklärt wird. Bei 20 °C in 270 g/l HCl betragen die Löslichkeiten von H2MoO4 und H2WO4 182 bzw. 0,03 g/l. Trotzdem wird keine vollständige Abtrennung von Molybdän erreicht. Ausfällungen von Wolframsäure enthalten 0,2–0,3 % Molybdän, das durch erneute Behandlung mit Salzsäure nicht extrahiert werden kann.
Das saure Verfahren unterscheidet sich von den alkalischen Verfahren der Scheelitzersetzung durch eine geringere Anzahl von Arbeitsgängen des technologischen Schemas. Bei der Verarbeitung von Konzentraten mit relativ niedrigem W03-Gehalt (50–55%) mit einem erheblichen Gehalt an Verunreinigungen müssen jedoch zwei oder drei Ammoniakreinigungen von Wolframsäure durchgeführt werden, um konditioniertes Ammoniumparawolframat zu erhalten, was unwirtschaftlich ist . Daher wird bei der Verarbeitung von reichhaltigen und reinen Scheelit-Konzentraten meist der Aufschluss mit Salzsäure eingesetzt.
Die Nachteile der Aufschlussmethode mit Salzsäure sind der hohe Verbrauch an Säure, das große Volumen an Abfalllösungen von Calciumchlorid und der Aufwand für deren Entsorgung.
Im Hinblick auf die Aufgaben zur Schaffung abfallfreier Technologien ist das Salpetersäureverfahren zum Aufschluss von Scheelitkonzentraten von Interesse. In diesem Fall können die Mutterlaugen einfach entsorgt werden, wobei Nitratsalze erhalten werden.
STAATLICHE TECHNISCHE UNIVERSITÄT IRKUTSK
Als Manuskript
Artemova Olesya Stanislawowna
ENTWICKLUNG EINER TECHNOLOGIE ZUR GEWINNUNG VON WOLFRAM AUS DEN ALTEN ABFÄLLEN DER DZHIDA VMK
Spezialität 25.00.13 - Anreicherung von Mineralien
Dissertationen für den Grad des Anwärters der technischen Wissenschaften
Irkutsk 2004
Die Arbeiten wurden an der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk durchgeführt.
Wissenschaftlicher Beirat: Doktor der Technischen Wissenschaften,
Professor K. V. Fedotov
Offizielle Gegner: Doktor der Technischen Wissenschaften,
Professor Yu.P. Morozov
Kandidat der Technischen Wissenschaften A.Ya. Maschowitsch
Federführende Organisation: Staat St. Petersburg
Bergbauinstitut (Technische Universität)
Die Verteidigung findet am 22. Dezember 2004 um /0* Uhr auf einer Sitzung des Dissertationsrates D 212.073.02 der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk unter der Adresse: 664074, Irkutsk, st. Lermontov, 83, Zimmer. K-301
Wissenschaftlicher Sekretär des Dissertationsrates Professor
ALLGEMEINE BESCHREIBUNG DER ARBEIT
Die Relevanz der Arbeit. Wolframlegierungen werden häufig im Maschinenbau, im Bergbau, in der metallverarbeitenden Industrie und bei der Herstellung von elektrischen Beleuchtungsgeräten verwendet. Der Hauptverbraucher von Wolfram ist die Metallurgie.
Die Steigerung der Produktion von Wolfram ist möglich durch die Beteiligung an der Verarbeitung von komplex zusammengesetzten, schwer anzureichernden Erzen mit geringem Gehalt an wertvollen Komponenten und aus dem Gleichgewicht geratenen Erzen durch den weit verbreiteten Einsatz von Schwerkraftanreicherungsmethoden.
Die Beteiligung an der Verarbeitung von abgestandenem Tailings aus dem Dzhida VMK wird das dringende Problem der Rohstoffbasis lösen, die Produktion des geforderten Wolframkonzentrats steigern und die Umweltsituation in der Transbaikal-Region verbessern.
Der Zweck der Arbeit: wissenschaftliche Begründung, Entwicklung und Erprobung rationaler technologischer Methoden und Anreicherungsarten von abgestandenem wolframhaltigem Tailings des Dzhida VMK.
Idee der Arbeit: Untersuchung der Beziehung zwischen der strukturellen, materiellen und Phasenzusammensetzung der abgestandenen Tailings des Dzhida VMK mit ihren technologischen Eigenschaften, die es ermöglichen, eine Technologie zur Verarbeitung technogener Rohstoffe zu schaffen.
In der Arbeit wurden folgende Aufgaben gelöst: Schätzung der Verteilung von Wolfram im gesamten Raum der wichtigsten technogenen Formation der Dzhida VMK; Untersuchung der Materialzusammensetzung der abgestandenen Tailings des Dzhizhinsky VMK; den Kontrast von Althalden in Originalgröße gemäß dem Inhalt von W und 8 (II) zu untersuchen; Untersuchung der Gravitationswaschbarkeit der abgestandenen Tailings des Dzhida VMK in verschiedenen Größen; Bestimmung der Durchführbarkeit des Einsatzes magnetischer Anreicherung zur Verbesserung der Qualität roher wolframhaltiger Konzentrate; Optimierung des technologischen Schemas für die Anreicherung von technogenen Rohstoffen aus dem OTO der Dzhida VMK; halbindustrielle Tests des entwickelten Schemas zur Gewinnung von W aus abgestandenen Abraumhalden der FESCO durchzuführen.
Forschungsmethoden: spektrale, optische, optisch-geometrische, chemische, mineralogische, Phasen-, Gravitations- und magnetische Methoden zur Analyse der stofflichen Zusammensetzung und der technologischen Eigenschaften der ursprünglichen mineralischen Rohstoffe und Anreicherungsprodukte.
Die Zuverlässigkeit und Gültigkeit wissenschaftlicher Bestimmungen, Schlussfolgerungen werden durch einen repräsentativen Umfang von Laborforschung geliefert; bestätigt durch die zufriedenstellende Konvergenz der berechneten und experimentell erhaltenen Anreicherungsergebnisse, die Übereinstimmung der Ergebnisse von Labor- und Pilotversuchen.
NATIONALBIBLIOTHEK I Spec Glyle!
Wissenschaftliche Neuheit:
1. Es wurde festgestellt, dass technogene wolframhaltige Rohstoffe der Dzhida VMK in jeder Größe durch das Gravitationsverfahren effektiv angereichert werden.
2. Mit Hilfe von verallgemeinerten Kurven der Gravitationsbehandlung wurden die technologischen Grenzparameter für die Verarbeitung von abgestandenen Rückständen des Dzhida VMK verschiedener Größen nach der Gravitationsmethode bestimmt und die Bedingungen für die Gewinnung von Deponierückständen mit minimalen Wolframverlusten identifiziert.
3. Es wurden neue Muster von Trennprozessen etabliert, die die Gravitationswäsche von wolframhaltigen technogenen Rohstoffen mit einer Partikelgröße von +0,1 mm bestimmen.
4. Für die alten Tailings des Dzhida VMK wurde eine zuverlässige und signifikante Korrelation zwischen den Gehalten von WO3 und S(II) gefunden.
Praktische Bedeutung: Es wurde eine Technologie zur Anreicherung von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK entwickelt, die eine effektive Gewinnung von Wolfram gewährleistet, wodurch ein konditioniertes Wolframkonzentrat erhalten werden kann.
Genehmigung der Arbeit: Der Hauptinhalt der Dissertationsarbeit und ihre einzelnen Bestimmungen wurden auf den jährlichen wissenschaftlichen und technischen Konferenzen der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk (Irkutsk, 2001-2004), dem Allrussischen Schulseminar für junge Wissenschaftler " Leon Readings - 2004" (Irkutsk , 2004), wissenschaftliches Symposium "Miner's Week - 2001" (Moskau, 2001), Allrussische wissenschaftliche und praktische Konferenz "Neue Technologien in Metallurgie, Chemie, Anreicherung und Ökologie" (St. Petersburg, 2004 .), Plaksinsky Readings - 2004. Die Dissertationsarbeit wurde vollständig am Department of Mineral Processing and Engineering Ecology am ISTU, 2004 und am Department of Mineral Processing, SPGGI (TU), 2004 präsentiert.
Veröffentlichungen. Zum Thema der Dissertation sind 8 gedruckte Publikationen erschienen.
Struktur und Umfang der Arbeit. Die Dissertationsarbeit besteht aus einer Einleitung, 3 Kapiteln, Schluss, 104 bibliographischen Quellen und umfasst 139 Seiten, davon 14 Abbildungen, 27 Tabellen und 3 Anhänge.
Der Autor spricht dem wissenschaftlichen Berater, Doktor der Technischen Wissenschaften, Prof. Dr. K.V. Fedotov für die professionelle und freundliche Beratung; Prof. IST ER. Belkova für wertvolle Hinweise und nützliche kritische Anmerkungen während der Diskussion der Dissertationsarbeit; GA Badenikova - für die Beratung bei der Berechnung des technologischen Schemas. Der Autor dankt den Mitarbeiterinnen und Mitarbeitern des Fachbereichs herzlich für die umfassende Betreuung und Unterstützung bei der Erstellung der Dissertation.
Die objektiven Voraussetzungen für die Beteiligung technogener Formationen am Produktionsumsatz sind:
Die Unvermeidbarkeit der Bewahrung des natürlichen Ressourcenpotentials. Dies wird durch eine Verringerung der Gewinnung primärer Bodenschätze und eine Verringerung der Umweltschäden gewährleistet;
Die Notwendigkeit, primäre Ressourcen durch sekundäre zu ersetzen. Aufgrund des Bedarfs der Produktion an Material und Rohstoffen, einschließlich derjenigen Industrien, deren natürliche Ressourcenbasis praktisch erschöpft ist;
Die Möglichkeit der Nutzung von Industrieabfällen wird durch die Einführung des wissenschaftlichen und technologischen Fortschritts sichergestellt.
Die Herstellung von Produkten aus technogenen Lagerstätten ist in der Regel um ein Vielfaches günstiger als aus eigens dafür abgebauten Rohstoffen und zeichnet sich durch einen schnellen Return on Investment aus.
Erzaufbereitungs-Abfalllager sind Objekte erhöhter Umweltgefährdung aufgrund ihrer negativen Auswirkungen auf das Luftbecken, unterirdische und oberirdische Gewässer und die Bodenbedeckung über weite Gebiete.
Verschmutzungszahlungen sind eine Form der Entschädigung für wirtschaftliche Schäden durch Emissionen und Schadstoffeinträge in die Umwelt sowie für die Abfallentsorgung auf dem Territorium der Russischen Föderation.
Das Dzhida-Erzfeld gehört zu den hydrothermalen Hochtemperatur-Tiefhydrothermal-Quarz-Wolframit- (oder Quarz-Hubnerit-) Lagerstätten, die eine wichtige Rolle bei der Gewinnung von Wolfram spielen. Das Haupterzmineral ist Wolframit, dessen Zusammensetzung von Ferberit bis Pobnerit mit allen Zwischengliedern der Reihe reicht. Scheelit ist ein weniger verbreitetes Wolframat.
Erze mit Wolframit werden hauptsächlich nach dem Gravitationsschema angereichert; In der Regel werden Gravitationsverfahren zur Nassanreicherung auf Setzmaschinen, Hydrozyklonen und Konzentrationstischen verwendet. Magnetische Trennung wird verwendet, um konditionierte Konzentrate zu erhalten.
Bis 1976 wurden Erze im Werk Dzhida VMK nach einem zweistufigen Gravitationsschema verarbeitet, einschließlich einer Schwer-Mittel-Anreicherung in Hydrozyklonen, einer zweistufigen Konzentration von eng klassifizierten Erzmaterialien auf Dreidecktischen des Typs SK-22, Nachmahlung und Anreicherung von Industrieprodukten in einem separaten Kreislauf. Die Schlammanreicherung erfolgte nach einem separaten Gravitationsschema unter Verwendung in- und ausländischer Konzentrationsschlammtafeln.
Von 1974 bis 1996 Rückstände der Anreicherung von nur Wolframerzen wurden gelagert. In den Jahren 1985-86 wurden Erze nach dem technologischen Schema der Schwerkraftflotation verarbeitet. Daher wurden die Tailings der Gravitationsanreicherung und das Sulfidprodukt der Flotationsgravitation in die Hauptdeponie deponiert. Seit Mitte der 1980er Jahre nahm aufgrund des verstärkten Erzflusses aus der Inkursky-Mine der Abfallanteil zu
Klassen, bis zu 1-3 mm. Nach der Schließung der Bergbau- und Verarbeitungsanlage Dzhida im Jahr 1996 zerstörte sich der Absetzbecken selbst aufgrund von Verdunstung und Filtration.
Im Jahr 2000 wurde die „Emergency Discharge Tailing Facility“ (HAS) als eigenständiges Objekt herausgehoben, da sie sich in Bezug auf die Vorkommensbedingungen, den Umfang der Reserven, die Qualität und den Erhaltungsgrad der Technogene von der Haupt-Tailing-Anlage ziemlich unterscheidet Sand. Ein weiteres Sekundär-Tailing sind alluviale technogene Ablagerungen (ATO), zu denen wieder abgelagerte Flotations-Tailings von Molybdänerzen im Bereich des Flusstals gehören. Modonkul.
Die Grundstandards für die Zahlung der Abfallentsorgung innerhalb der festgelegten Grenzen für die Dzhida VMK betragen 90.620.000 Rubel. Der jährliche Umweltschaden durch Bodendegradation aufgrund der Ablagerung von abgestandenen Erzrückständen wird auf 20.990.200 Rubel geschätzt.
Somit wird die Beteiligung an der Verarbeitung von abgestandenen Rückständen der Erzanreicherung von Dzhida VMK Folgendes ermöglichen: 1) das Problem der Rohstoffbasis des Unternehmens zu lösen; 2) die Produktion des geforderten „-Konzentrats“ zu steigern und 3) die ökologische Situation in der Transbaikal-Region zu verbessern.
Die Materialzusammensetzung und technologischen Eigenschaften der technogenen Mineralformation des Dzhida VMK
Es wurden geologische Tests an abgestandenen Tailings des Dzhida VMK durchgeführt. Bei der Untersuchung einer Seitenhalde (Emergency Discharge Tailing Facility (HAS)) wurden 13 Proben entnommen. Auf dem Gelände der ATO-Lagerstätte wurden 5 Proben entnommen. Die Probenahmefläche der Haupthalde (MTF) betrug 1015.000 m2 (101,5 ha), es wurden 385 Teilproben entnommen. Die Masse der entnommenen Proben beträgt 5 Tonnen Alle entnommenen Proben wurden auf den Gehalt an „03 und 8 (I)“ analysiert.
OTO, CHAT und ATO wurden hinsichtlich des Inhalts von „03" unter Verwendung des Student-t-Tests statistisch verglichen. Mit einer Konfidenzwahrscheinlichkeit von 95 % wurde festgestellt: 1) das Fehlen eines signifikanten statistischen Unterschieds im Inhalt von „03 " zwischen privaten Proben von Seitenrückständen; 2) die durchschnittlichen Ergebnisse der Tests des OTO in Bezug auf den Gehalt von „03“ in den Jahren 1999 und 2000 beziehen sich auf dieselbe allgemeine Population; 3) die durchschnittlichen Ergebnisse der Tests des Haupt- und Nebenabraums in Bezug auf den Gehalt von „03 " unterscheiden sich erheblich voneinander und die mineralischen Rohstoffe aller Tailings können nicht nach der gleichen Technologie verarbeitet werden.
Das Thema unserer Studie ist die Allgemeine Relativitätstheorie.
Die Materialzusammensetzung der mineralischen Rohstoffe des OTO des Dzhida VMK wurde anhand der Analyse von gewöhnlichen und gruppentechnologischen Proben sowie der Produkte ihrer Verarbeitung ermittelt. Stichproben wurden auf den Gehalt von "03 und 8(11) analysiert. Gruppenproben wurden für mineralogische, chemische, Phasen- und Siebanalysen verwendet.
Nach der spektralen halbquantitativen Analyse einer repräsentativen Analyseprobe ist der Hauptnutzbestandteil - " und sekundär - Pb, /u, Cu, Au und Gehalt "03 in Form von Scheelit
recht stabil in allen Größenklassen bei diversen Sandunterschieden und durchschnittlich 0,042-0,044%. Der Gehalt an WO3 in Form von Hübnerit ist in verschiedenen Größenklassen nicht gleich. Hohe Gehalte an WO3 in Form von Hübnerit werden in Partikeln der Größe +1 mm (von 0,067 bis 0,145 %) und insbesondere in der Klasse -0,08 + 0 mm (von 0,210 bis 0,273 %) festgestellt. Dieses Merkmal ist typisch für helle und dunkle Sande und bleibt für die gemittelte Probe erhalten.
Die Ergebnisse der spektralen, chemischen, mineralogischen und Phasenanalysen bestätigen, dass die Eigenschaften von Hubnerit als Hauptmineralform \UO3 die Technologie der Anreicherung von mineralischen Rohstoffen durch OTO Dzhida VMK bestimmen werden.
Die granulometrischen Eigenschaften von Rohstoffen OTO mit der Verteilung von Wolfram nach Größenklassen sind in Abb. 1 dargestellt. 1.2.
Es ist ersichtlich, dass der Großteil des OTO-Probenmaterials (~58 %) eine Feinheit von -1 + 0,25 mm aufweist, jeweils 17 % fallen in große (-3 + 1 mm) und kleine (-0,25 + 0,1 mm) Klassen . Der Materialanteil mit einer Korngröße von -0,1 mm beträgt etwa 8 %, wovon die Hälfte (4,13 %) auf die Schlammklasse -0,044 + 0 mm entfällt.
Wolfram zeichnet sich durch eine leichte Schwankung (0,04-0,05 %) des Gehalts in den Größenklassen von -3 +1 mm bis -0,25 + 0,1 mm und einen starken Anstieg (bis zu 0,38 %) in der Größenklasse -0,1+ aus 0,044 mm. In der Schleimklasse -0,044+0 mm ist der Wolframanteil auf 0,19 % reduziert. Das heißt, 25,28 % Wolfram sind in der Klasse –0,1 + 0,044 mm mit einer Ausgabe dieser Klasse von etwa 4 % und 37,58 % – in der Klasse –0,1 + 0 mm mit einer Ausgabe dieser Klasse von 8,37 % konzentriert.
Als Ergebnis der Analyse von Daten über die Imprägnierung von Hubnerit und Scheelit in den mineralischen Rohstoffen OTO der Ausgangsgröße und zerkleinert auf - 0,5 mm (siehe Tabelle 1).
Tabelle 1 - Verteilung der Körner und Verwachsungen von Pobnerit und Scheelit nach Größenklassen der mineralischen Ausgangs- und Brechrohstoffe _
Größenklassen, mm Verteilung, %
Hübnerit Scheelit
Frei Körner | Spleiße Körner | Spleiße
OTO-Material in Originalgröße (- 5 +0 mm)
3+1 36,1 63,9 37,2 62,8
1+0,5 53,6 46,4 56,8 43,2
0,5+0,25 79,2 20,8 79,2 20,8
0,25+0,125 88,1 11,9 90,1 9,9
0,125+0,063 93,6 6,4 93,0 7,0
0,063+0 96,0 4,0 97,0 3,0
Betrag 62,8 37,2 64,5 35,5
OTO-Material auf - 0,5 +0 mm geschliffen
0,5+0,25 71,5 28,5 67,1 32,9
0,25+0,125 75,3 24,7 77,9 22,1
0,125+0,063 89,8 10,2 86,1 13,9
0,063+0 90,4 9,6 99,3 6,7
Betrag 80,1 19,9 78,5 21,5
Daraus wird geschlossen, dass es notwendig ist, entschleimte mineralische Rohstoffe OTO nach der Größe von 0,1 mm zu klassifizieren und die resultierenden Klassen getrennt anzureichern. Aus der großen Klasse ergibt sich: 1) freie Körner in ein Grobkonzentrat zu trennen, 2) die Verwachsungen enthaltenden Tailings einer Nachzerkleinerung, Entschleimung, Vereinigung mit der entschleimten Klasse -0,1 + 0 mm der ursprünglichen mineralischen Rohstoffe und Schwerkraft zu unterziehen Anreicherung, um feine Scheelit- und Pobneritkörner zu einem Mittel zu extrahieren.
Um den Kontrast von mineralischen Rohstoffen OTO zu beurteilen, wurde ein technologisches Muster verwendet, das ein Satz von 385 einzelnen Mustern ist. Die Ergebnisse der Fraktionierung einzelner Proben nach dem Gehalt an WO3 und Sulfidschwefel sind in Abb.3,4 dargestellt.
0 S OS 0,2 "l M ol O 2 SS * _ " 8
S(kk|Jupytetr"oknsmm"fr**m.% Enthält GulfkshoYa
Reis. Abb. 3 Bedingte Kontrastkurven der ursprünglichen Abb. 4 Bedingte Kontrastkurven der Initiale
mineralische Rohstoffe OTO nach Gehalt N/O) mineralische Rohstoffe OTO nach Gehalt 8 (II)
Es wurde festgestellt, dass die Kontrastverhältnisse für den Gehalt an WO3 und S(II) 0,44 bzw. 0,48 betragen. Unter Berücksichtigung der Einteilung der Erze hingegen gehören die untersuchten mineralischen Rohstoffe nach dem Gehalt an WO3 und S (II) zur Kategorie der nicht kontrastierten Erze. Die radiometrische Anreicherung ist es nicht
geeignet für die Gewinnung von Wolfram aus kleinen abgestandenen Tailings des Dzhida VMK.
Die Ergebnisse der Korrelationsanalyse, die einen mathematischen Zusammenhang zwischen den Konzentrationen von \\O3 und S(II) ergaben (C3 = 0»0232+0,038C5(u) und r=0,827; die Korrelation ist zuverlässig und zuverlässig), bestätigen dies die Schlussfolgerungen über die Unzweckmäßigkeit der Verwendung radiometrischer Trennung.
Die Ergebnisse der Analyse der Trennung von OTO-Mineralkörnern in schweren Flüssigkeiten, die auf der Basis von Selenbromid hergestellt wurden, wurden verwendet, um Schwerkraftwaschbarkeitskurven (Fig. 5) zu berechnen und aufzuzeichnen, aus deren Form, insbesondere der Kurve, dies folgt OTO von Dzhida VMK ist für jede mineralische Gravitationsanreicherungsmethode geeignet.
Unter Berücksichtigung der Mängel bei der Verwendung von Gravitationsanreicherungskurven, insbesondere der Kurve zur Bestimmung des Metallgehalts in den aufgetauchten Fraktionen bei einer bestimmten Ausbeute oder Ausbeute, wurden verallgemeinerte Gravitationsanreicherungskurven erstellt (Abb. 6), die Ergebnisse der Analyse von die in der Tabelle angegeben sind. 2.
Tabelle 2 - Voraussichtliche technologische Indikatoren für die Anreicherung verschiedener Größenklassen von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK durch die Schwerkraftmethode_
g Korngröße, mm Maximale Verluste \Y mit Tailings, % Tailings-Ausbeute, % XV-Gehalt, %
in den Schwänzen am Ende
3+1 0,0400 25 82,5 0,207 0,1
3+0,5 0,0400 25 84 0,19 0,18
3+0,25 0,0440 25 90 0,15 0,28
3+0,1 0,0416 25 84,5 0,07 0,175
3+0,044 0,0483 25 87 0,064 0,27
1+0,5 0,04 25 84,5 0,16 0,2
1+0,044 0,0500 25 87 0,038 0,29
0,5+0,25 0,05 25 92,5 0,04 0,45
0,5+0,044 0,0552 25 88 0,025 0,365
0,25+0,1 0,03 25 79 0,0108 0,1
0,25+0,044 0,0633 15 78 0,02 0,3
0,1+0,044 0,193 7 82,5 0,018 1,017
Die Klassen -0,25+0,044 und -0,1+0,044 mm unterscheiden sich in Bezug auf Schwerkraftwaschbarkeit deutlich von Materialien anderer Größen. Die besten technologischen Indikatoren für die gravitative Anreicherung von mineralischen Rohstoffen werden für die Größenklasse -0,1 + 0,044 mm vorhergesagt:
Die Ergebnisse der elektromagnetischen Fraktionierung schwerer Fraktionen (HF), der Gravitationsanalyse mit einem universellen Sochnev C-5-Magneten und der magnetischen Trennung von HF zeigten, dass die Gesamtausbeute an stark magnetischen und nichtmagnetischen Fraktionen 21,47% beträgt und die Verluste "in ihnen sind 4,5 % Mindestverluste "mit nichtmagnetischem Anteil und maximalem Gehalt" im kombinierten schwachmagnetischen Produkt werden vorhergesagt, wenn das Trenngut in einem starken Magnetfeld eine Teilchengröße von -0,1 + 0 mm hat.
Reis. 5 Schwerkraftwaschbarkeitskurven für abgestandene Tailings des Dzhida VMK
f) Klasse -0,1+0,044 mm
Reis. 6 Verallgemeinerte Kurven der Schwerkraftwaschbarkeit verschiedener Größenklassen mineralischer Rohstoffe OTO
Entwicklung eines technologischen Schemas zur Anreicherung von abgestandenem Tailings der Dzhida VM K
Die Ergebnisse der technologischen Tests verschiedener Methoden der Gravitationsanreicherung von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK sind in der Tabelle dargestellt. 3.
Tabelle 3 – Ergebnisse des Testens von Schwerkraftgeräten
Vergleichbare technologische Indikatoren wurden für die Extraktion von WO3 zu einem groben Konzentrat während der Anreicherung von nicht klassifiziertem Altabraum sowohl mit Schneckenseparation als auch mit Zentrifugalseparation erhalten. Die minimalen Verluste an WO3 mit Tailings wurden bei der Anreicherung in einem Zentrifugalkonzentrator der Klasse -0,1+0 mm gefunden.
Im Tisch. 4 zeigt die granulometrische Zusammensetzung des rohen W-Konzentrats mit einer Teilchengröße von –0,1 + 0 mm.
Tabelle 4 – Teilchengrößenverteilung von rohem W-Konzentrat
Größenklasse, mm Ausbeute der Klassen, % Gehalt Verteilung von AUOz
absolut relativ, %
1+0,071 13,97 0,11 1,5345 2,046
0,071+0,044 33,64 0,13 4,332 5,831
0,044+0,020 29,26 2,14 62,6164 83,488
0,020+0 23,13 0,28 6,4764 8,635
Gesamt 100,00 0,75 75,0005 100,0
Im Konzentrat liegt die Hauptmenge an WO3 in der Klasse –0,044 + 0,020 mm.
Nach den Daten der mineralogischen Analyse ist im Vergleich zum Ausgangsmaterial der Massenanteil an Pobnerit (1,7 %) und Erzsulfidmineralien, insbesondere Pyrit (16,33 %), im Konzentrat höher. Der Gehalt an Gesteinsbildung - 76,9%. Die Qualität des rohen W-Konzentrats kann durch sukzessive Anwendung von magnetischer und zentrifugaler Trennung verbessert werden.
Die Ergebnisse der Tests von Gravitationsapparaten zur Gewinnung von >UOz aus den Tailings der primären gravitativen Anreicherung mineralischer Rohstoffe OTO mit einer Partikelgröße von +0,1 mm (Tabelle 5) haben gezeigt, dass der Konzentrator KKEL80N der effektivste Apparat ist
Tabelle 5 – Ergebnisse des Testens der Schwerkraftapparatur
Produkt G, % ßwo>, % rßwo> st ">, %
Schneckenabscheider
Konzentrat 19,25 0,12 2,3345 29,55
Rückstände 80,75 0,07 5,5656 70,45
Erstmuster 100,00 0,079 7,9001 100,00
Flügeltor
Konzentrat 15,75 0,17 2,6750 33,90
Tailings 84,25 0,06 5,2880 66,10
Erstmuster 100,00 0,08 7,9630 100,00
Konzentrationstabelle
Konzentrat 23,73 0,15 3,56 44,50
Tailings 76,27 0,06 4,44 55,50
Erstmuster 100,00 0,08 8,00 100,00
Zentrifugalkonzentrator KC-MD3
Konzentrat 39,25 0,175 6,885 85,00
Tailings 60,75 0,020 1,215 15,00
Erstmuster 100,00 0,081 8,100 100,00
Bei der Optimierung des technologischen Schemas für die Anreicherung von mineralischen Rohstoffen durch den OTO der Dzhida VMK wurde Folgendes berücksichtigt: 1) technologische Schemata für die Verarbeitung von fein verteilten Wolframiterzen in- und ausländischer Anreicherungsanlagen; 2) technische Eigenschaften der verwendeten modernen Ausrüstung und ihre Abmessungen; 3) die Möglichkeit, dieselbe Ausrüstung für die gleichzeitige Durchführung von zwei Operationen zu verwenden, beispielsweise die Trennung von Mineralien nach Größe und Dehydratisierung; 4) wirtschaftliche Kosten für Hardware-Design des technologischen Schemas; 5) die in Kapitel 2 vorgestellten Ergebnisse; 6) GOST-Anforderungen an die Qualität von Wolframkonzentraten.
Bei der halbindustriellen Erprobung der entwickelten Technologie (Abb. 7-8 und Tabelle 6) wurden 15 Tonnen mineralischer Ausgangsrohstoffe in 24 Stunden verarbeitet.
Die Ergebnisse einer Spektralanalyse einer repräsentativen Probe des erhaltenen Konzentrats bestätigen, dass das W-Konzentrat der III. Magnetabscheidung konditioniert ist und der Klasse KVG (T) GOST 213-73 entspricht.
Abb. 8 Die Ergebnisse der technologischen Prüfung des Schemas zur Veredelung von Rohkonzentraten und Futtermitteln aus abgestandenen Tailings des Dzhida VMK
Tabelle 6 – Ergebnisse des Testens des technologischen Schemas
Produkt u
Pflegekonzentrat 0,14 62,700 8,778 49,875
Deponierückstände 99,86 0,088 8,822 50,125
Quelle Erz 100,00 0,176 17.600 100.000
FAZIT
Das Papier gibt eine Lösung für ein dringendes wissenschaftliches und produktionstechnisches Problem: wissenschaftlich fundierte, entwickelte und bis zu einem gewissen Grad umgesetzte effektive technologische Methoden zur Gewinnung von Wolfram aus den abgestandenen Tailings der Erzkonzentration Dzhida VMK.
Die wichtigsten Ergebnisse der Forschung, Entwicklung und ihrer praktischen Umsetzung sind wie folgt
Die wichtigste nützliche Komponente ist Wolfram, nach dessen Inhalt abgestandene Rückstände ein nicht kontrastierendes Erz sind, es wird hauptsächlich durch Hubnerit repräsentiert, das die technologischen Eigenschaften von technogenen Rohstoffen bestimmt. Wolfram ist ungleichmäßig über die Größenklassen verteilt und seine Hauptmenge konzentriert sich auf die Größe
Es wurde bewiesen, dass die einzige effektive Methode zur Anreicherung von W-haltigen abgestandenen Tailings des Dzhida VMK die Schwerkraft ist. Basierend auf der Analyse der verallgemeinerten Kurven der Gravitationskonzentration von abgestandenem W-haltigem Tailings wurde festgestellt, dass Deponietailings mit minimalen Verlusten an Wolfram ein Kennzeichen der Anreicherung von technogenen Rohstoffen mit einer Partikelgröße von -0,1 + Omm sind . Es wurden neue Muster von Trennprozessen etabliert, die die technologischen Parameter der Schwerkraftanreicherung von abgestandenem Tailings des Dzhida VMK mit einer Feinheit von +0,1 mm bestimmen.
Es wurde bewiesen, dass unter den Schwerkraftapparaten, die in der Bergbauindustrie bei der Anreicherung von W-haltigen Erzen verwendet werden, für die maximale Extraktion von Wolfram aus technogenen Rohstoffen der Dzhida VMK in grobe W-Konzentrate, ein Schneckenseparator und ein KKEb80N-Abraum der primären Anreicherung von technogenen W-haltigen Rohstoffen in der Größe - 0,1 mm.
3. Das optimierte technologische Schema für die Gewinnung von Wolfram aus den abgestandenen Rückständen der Erzverarbeitung Dzhida VMK ermöglichte es, ein konditioniertes W-Konzentrat zu erhalten, das Problem der Erschöpfung der Bodenschätze der Dzhida VMK zu lösen und die negativen Auswirkungen zu verringern der Produktionstätigkeiten des Unternehmens auf die Umwelt.
Bevorzugter Einsatz von Gravitationsgeräten. Bei halbindustriellen Tests der entwickelten Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus den abgestandenen Tailings des Dzhida VMK wurde ein konditioniertes "-Konzentrat mit einem Gehalt von" 03 62,7% mit einer Extraktion von 49,9% erhalten. Die Amortisationszeit für die Anreicherungsanlage zur Aufbereitung von Abraumhalden des VMK Dzhida zum Zwecke der Gewinnung von Wolfram betrug 0,55 Jahre.
Die wesentlichen Bestimmungen der Dissertationsarbeit sind in folgenden Werken veröffentlicht:
1. Fedotov K.V., Artemova O.S., Polinskina I.V. Bewertung der Möglichkeit der Verarbeitung von Althalden der Dzhida VMK, Erzaufbereitung: Sa. wissenschaftlich funktioniert. - Irkutsk: Verlag des ISTU, 2002. - 204 S., S. 74-78.
2. Fedotov K.V., Senchenko A.E., Artemova O.S., Polinkina I.V. Die Verwendung eines Zentrifugalabscheiders mit kontinuierlichem Konzentrataustrag zur Gewinnung von Wolfram und Gold aus den Rückständen des Dzhida VMK, Umweltprobleme und neue Technologien für die komplexe Verarbeitung mineralischer Rohstoffe: Proceedings of the International Conference "Plaksinsky Readings - 2002 ". - M.: P99, Verlag der PCC "Altex", 2002 - 130 S., S. 96-97.
3. Zelinskaya E.V., Artemova O.S. Die Möglichkeit, die Selektivität der Wirkung des Kollektors während der Flotation von wolframhaltigen Erzen aus abgestandenen Abraumhalden einzustellen, Gezielte Änderungen der physikalisch-chemischen Eigenschaften von Mineralien in den Prozessen der Mineralverarbeitung (Plaksin Readings), Materialien des internationalen Treffens . - M.: Alteks, 2003. -145 s, S.67-68.
4. Fedotov K.V., Artemova O.S. Problematik der Verarbeitung alter wolframhaltiger Produkte Moderne Verfahren zur Verarbeitung mineralischer Rohstoffe: Tagungsband. Irkutsk: Irk. Bundesland. Jene. Universität, 2004 - 86 S.
5. Artemova O. S., Gaiduk A. A. Extraktion von Wolfram aus abgestandenen Abraumhalden der Dzhida-Wolfram-Molybdän-Anlage. Perspektiven für die Entwicklung von Technologie, Ökologie und Automatisierung der chemischen, Lebensmittel- und metallurgischen Industrie: Proceedings der wissenschaftlich-praktischen Konferenz. - Irkutsk: Verlag des ISTU. - 2004 - 100 S.
6. Artemova O.S. Bewertung der ungleichmäßigen Verteilung von Wolfram im Dzhida-Tailing. Moderne Methoden zur Bewertung der technologischen Eigenschaften von mineralischen Rohstoffen aus Edelmetallen und Diamanten und fortschrittliche Technologien für ihre Verarbeitung (Plaksin-Lesungen): Proceedings of the international meeting. Irkutsk, 13.-17. September 2004 - M.: Alteks, 2004. - 232 S.
7. Artemova O.S., Fedotov K.V., Belkova O.N. Perspektiven für die Nutzung der technogenen Lagerstätte des Dzhida VMK. Gesamtrussische wissenschaftliche und praktische Konferenz "Neue Technologien in Metallurgie, Chemie, Anreicherung und Ökologie", St. Petersburg, 2004
Drucksigniert 12. H 2004. Format 60x84 1/16. Druckerpapier. Offsetdruck. Konv. Ofen l. Uch.-ed.l. 125. Auflage 400 Exemplare. Gesetz 460.
ID-Nr. 06506 vom 26. Dezember 2001 Irkutsk State Technical University 664074, Irkutsk, st. Lermontova, 83
Russischer RNB-Fonds
1. BEDEUTUNG KÜNSTLICHER MINERALISCHER ROHSTOFFE
1.1. Bodenschätze der Erzindustrie in der Russischen Föderation und der Wolfram-Subindustrie
1.2. Technogene Mineralbildungen. Einstufung. Die Notwendigkeit zu verwenden
1.3. Technogene Mineralformation des Dzhida VMK
1.4. Ziele und Ziele der Studie. Forschungsmethoden. Bestimmungen für die Verteidigung
2. UNTERSUCHUNG DER MATERIALZUSAMMENSETZUNG UND DER TECHNOLOGISCHEN EIGENSCHAFTEN DER ALTEN HÄNDE DES DZHIDA VMK
2.1. Geologische Probenahme und Bewertung der Wolframverteilung
2.2. Die stoffliche Zusammensetzung mineralischer Rohstoffe
2.3. Technologische Eigenschaften mineralischer Rohstoffe
2.3.1. Benotung
2.3.2. Untersuchung der Möglichkeit der radiometrischen Trennung von mineralischen Rohstoffen in Ausgangsgröße
2.3.3. Schwerkraftanalyse
2.3.4. Magnetische Analyse
3. ENTWICKLUNG EINES TECHNOLOGISCHEN SCHEMAS FÜR DIE GEWINNUNG VON WOLFRAM AUS DEN ALTEN RÜCKSTÄNDEN DER DZHIDA VMK
3.1. Technologische Erprobung verschiedener Gravitationsgeräte bei der Anreicherung von Abraumhalden unterschiedlicher Größe
3.2. Optimierung des GR-Verarbeitungsschemas
3.3. Halbindustrielle Erprobung des entwickelten technologischen Schemas zur Anreicherung von RT und einer Industrieanlage
Einführung Dissertation in Geowissenschaften zum Thema „Technologieentwicklung zur Gewinnung von Wolfram aus den Abraumhalden des VMK Dzhida“
Die Wissenschaften der Mineralanreicherung zielen in erster Linie darauf ab, die theoretischen Grundlagen von Mineraltrennverfahren zu entwickeln und Anreicherungsapparate zu schaffen, die Beziehung zwischen den Verteilungsmustern von Komponenten und Trennbedingungen in Anreicherungsprodukten aufzudecken, um die Selektivität und Geschwindigkeit der Trennung, ihre Effizienz und zu erhöhen Wirtschaftlichkeit und Umweltsicherheit.
Trotz erheblicher Bodenschätze und einem Rückgang des Ressourcenverbrauchs in den letzten Jahren ist die Erschöpfung der Bodenschätze eines der wichtigsten Probleme in Russland. Der schwache Einsatz ressourcenschonender Technologien trägt zu großen Mineralienverlusten bei der Gewinnung und Anreicherung von Rohstoffen bei.
Eine Analyse der Entwicklung von Ausrüstung und Technologie für die Mineralverarbeitung in den letzten 10-15 Jahren weist auf bedeutende Errungenschaften der heimischen Grundlagenforschung im Bereich des Verständnisses der Hauptphänomene und -muster bei der Trennung von Mineralkomplexen hin, die es ermöglichen, hochgradig zu schaffen effiziente Prozesse und Technologien für die Primärverarbeitung von Erzen mit komplexer Materialzusammensetzung und damit die Versorgung der metallurgischen Industrie mit der erforderlichen Bandbreite und Qualität von Konzentraten. Gleichzeitig gibt es in unserem Land im Vergleich zum entwickelten Ausland immer noch einen erheblichen Rückstand in der Entwicklung der Maschinenbaubasis für die Herstellung von Haupt- und Hilfsanreicherungsgeräten in Bezug auf Qualität, Metallverbrauch und Energieintensität und Verschleißfestigkeit.
Darüber hinaus wurden aufgrund der Abteilungszugehörigkeit von Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen komplexe Rohstoffe nur unter Berücksichtigung des notwendigen Bedarfs der Industrie an einem bestimmten Metall verarbeitet, was zu einer irrationalen Nutzung natürlicher Bodenschätze und einer Erhöhung der Kosten führte der Abfalllagerung. Derzeit sind mehr als 12 Milliarden Tonnen Abfall angefallen, deren Gehalt an wertvollen Bestandteilen teilweise den Gehalt in natürlichen Lagerstätten übersteigt.
Zusätzlich zu den oben genannten negativen Trends hat sich die Umweltsituation in Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen seit den 90er Jahren stark verschlechtert (in einigen Regionen bedroht nicht nur die Existenz von Biota, sondern auch von Menschen), es gab einen fortschreitenden Rückgang die Gewinnung von NE- und Eisenmetallerzen, Bergbau- und Chemierohstoffe, Verschlechterung der Qualität der verarbeiteten Erze und als Folge die Beteiligung an der Verarbeitung von feuerfesten Erzen mit komplexer stofflicher Zusammensetzung, die sich durch einen geringen Gehalt an wertvollen Bestandteilen auszeichnen , Feinverteilung und ähnliche technologische Eigenschaften von Mineralien. So hat sich in den letzten 20 Jahren der Gehalt an Nichteisenmetallen in Erzen um das 1,3- bis 1,5-fache, Eisen um das 1,25-fache, Gold um das 1,2-fache verringert, der Anteil an feuerfesten Erzen und Kohle ist von 15% auf 40% gestiegen der Gesamtmasse der zur Anreicherung gelieferten Rohstoffe.
Der Einfluss des Menschen auf die natürliche Umwelt im Prozess der Wirtschaftstätigkeit wird jetzt global. In Bezug auf den Umfang des extrahierten und transportierten Gesteins, die Umwandlung des Reliefs, die Auswirkungen auf die Umverteilung und Dynamik von Oberflächen- und Grundwasser, die Aktivierung des geochemischen Transports usw. diese Aktivität ist vergleichbar mit geologischen Prozessen.
Das beispiellose Ausmaß abbaubarer Bodenschätze führt zu ihrer raschen Erschöpfung, der Anhäufung großer Abfallmengen auf der Erdoberfläche, in der Atmosphäre und Hydrosphäre, der allmählichen Verschlechterung natürlicher Landschaften, der Verringerung der Artenvielfalt und der Abnahme des natürlichen Potenzials der Territorien und ihrer lebenserhaltenden Funktionen.
Abfalllager für die Erzverarbeitung sind aufgrund ihrer negativen Auswirkungen auf das Luftbecken, die Grund- und Oberflächengewässer und die Bodenbedeckung großer Flächen Objekte mit erhöhter Umweltgefährdung. Tailings sind außerdem kaum erkundete künstliche Lagerstätten, deren Nutzung es ermöglichen wird, zusätzliche Erzquellen und mineralische Rohstoffe zu gewinnen, wobei das Ausmaß der Störung der geologischen Umgebung in der Region erheblich reduziert wird.
Die Herstellung von Produkten aus technogenen Lagerstätten ist in der Regel um ein Vielfaches günstiger als aus eigens dafür abgebauten Rohstoffen und zeichnet sich durch einen schnellen Return on Investment aus. Die komplexe chemische, mineralogische und granulometrische Zusammensetzung von Tailings sowie eine breite Palette von darin enthaltenen Mineralien (von den Haupt- und Begleitkomponenten bis zu den einfachsten Baustoffen) erschweren jedoch die Berechnung des wirtschaftlichen Gesamteffekts ihrer Verarbeitung und Bestimmen Sie einen individuellen Ansatz zur Bewertung jedes Tailings.
Folglich sind derzeit eine Reihe von unlösbaren Widersprüchen zwischen der Veränderung der Natur der Bodenschätze, d. h. die Notwendigkeit der Einbeziehung in die Aufbereitung feuerfester Erze und künstlicher Lagerstätten, die umweltverschärfte Situation in den Bergbauregionen sowie der Stand von Technik, Technik und Organisation der Primärverarbeitung mineralischer Rohstoffe.
Die Frage der Nutzung von Abfällen aus der Anreicherung polymetallischer, goldhaltiger und seltener Metalle hat sowohl ökonomische als auch ökologische Aspekte.
V.A. Chanturia, VZ. Kozin, V.M. Avdokhin, S.B. Leonov, JIA Barsky, A.A. Abramow, W.I. Karmazin, S.I. Mitrofanov und andere.
Ein wichtiger Bestandteil der Gesamtstrategie der Bergbauindustrie, inkl. Wolfram, ist die zunehmende Nutzung von Abfällen aus der Erzverarbeitung als zusätzliche Quellen für Erz und mineralische Rohstoffe, mit einer deutlichen Verringerung des Ausmaßes der Störung der geologischen Umwelt in der Region und der negativen Auswirkungen auf alle Umweltkomponenten.
Im Bereich der Nutzung von Erzverarbeitungsabfällen ist das Wichtigste eine detaillierte mineralogische und technologische Untersuchung jeder spezifischen, einzelnen technogenen Lagerstätte, deren Ergebnisse die Entwicklung einer effektiven und umweltfreundlichen Technologie für die industrielle Erschließung einer zusätzlichen Quelle ermöglichen von Erzen und mineralischen Rohstoffen.
Die in der Dissertationsarbeit betrachteten Probleme wurden in Übereinstimmung mit der wissenschaftlichen Leitung der Abteilung für Mineralverarbeitung und Ingenieurökologie der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk zum Thema „Grundlegende und technologische Forschung auf dem Gebiet der Verarbeitung mineralischer und technogener Rohstoffe für der Zweck seiner integrierten Nutzung unter Berücksichtigung von Umweltproblemen in komplexen Industriesystemen “ und das Filmthema Nr. 118 „Forschung zur Waschbarkeit von abgestandenem Tailings des Dzhida VMK“.
Zweck der Arbeit ist die wissenschaftliche Begründung, Entwicklung und Erprobung rationaler technologischer Methoden zur Anreicherung von abgestandenem wolframhaltigem Tailings der Dzhida VMK.
Folgende Aufgaben wurden in der Arbeit gelöst:
Bewerten Sie die Verteilung von Wolfram im gesamten Raum der wichtigsten technogenen Formation der Dzhida VMK;
Untersuchung der Materialzusammensetzung der abgestandenen Tailings des Dzhizhinsky VMK;
Untersuchen Sie den Kontrast von Althalden in Originalgröße anhand des Inhalts von W und S (II); Untersuchung der Gravitationswaschbarkeit der abgestandenen Tailings des Dzhida VMK in verschiedenen Größen;
Bestimmen Sie die Machbarkeit der Verwendung von magnetischer Anreicherung zur Verbesserung der Qualität von rohen wolframhaltigen Konzentraten;
Optimieren Sie das technologische Schema für die Anreicherung von technogenen Rohstoffen aus dem OTO der Dzhida VMK; halbindustrielle Tests des entwickelten Schemas zum Extrahieren von W aus abgestandenen Abraumhalden der FESCO durchzuführen;
Entwicklung eines Schemas einer Apparatekette für die industrielle Verarbeitung von abgestandenen Rückständen der Dzhida VMK.
Zur Durchführung der Untersuchung wurde eine repräsentative technologische Probe von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK verwendet.
Bei der Lösung der formulierten Probleme wurden folgende Forschungsmethoden verwendet: spektrale, optische, chemische, mineralogische, Phasen-, Gravitations- und magnetische Methoden zur Analyse der stofflichen Zusammensetzung und der technologischen Eigenschaften der anfänglichen mineralischen Rohstoffe und Anreicherungsprodukte.
Zur Verteidigung werden die folgenden wesentlichen wissenschaftlichen Feststellungen vorgebracht: Es werden Regelmäßigkeiten der Verteilung der anfänglichen technogenen mineralischen Rohstoffe und des Wolframs nach Größenklassen festgestellt. Die Notwendigkeit einer primären (vorläufigen) Klassifizierung nach Größe 3 mm ist bewiesen.
Quantitative Eigenschaften der abgestandenen Tailings der Erzaufbereitung von Erzen des Dzhida VMK wurden in Bezug auf den Gehalt an WO3 und Sulfidschwefel ermittelt. Es ist bewiesen, dass die ursprünglichen mineralischen Rohstoffe zur Kategorie der kontrastfreien Erze gehören. Es zeigte sich eine signifikante und zuverlässige Korrelation zwischen den Gehalten an WO3 und S (II).
Es wurden quantitative Muster der gravitativen Anreicherung von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK ermittelt. Es hat sich gezeigt, dass für Ausgangsmaterial jeder Größe eine effektive Methode zur Gewinnung von W die Schwerkraftanreicherung ist. Es werden die prädiktiven technologischen Indikatoren der gravitativen Anreicherung der anfänglichen mineralischen Rohstoffe in verschiedenen Größen bestimmt.
Quantitative Regelmäßigkeiten in der Verteilung der abgestandenen Tailings der Erzkonzentration von Dzhida VMK durch Fraktionen mit unterschiedlicher spezifischer magnetischer Suszeptibilität wurden festgestellt. Der sukzessive Einsatz von Magnet- und Zentrifugalabscheidung verbessert nachweislich die Qualität von W-haltigen Rohprodukten. Technologische Modi der Magnetabscheidung wurden optimiert.
Fazit Dissertation zum Thema "Anreicherung von Mineralien", Artemova, Olesya Stanislavovna
Die wesentlichen Ergebnisse der Forschung, Entwicklung und deren praktischer Umsetzung sind wie folgt:
1. Es wurde eine Analyse der aktuellen Situation in der Russischen Föderation mit den Bodenschätzen der Erzindustrie, insbesondere der Wolframindustrie, durchgeführt. Am Beispiel des VMK Dzhida wird gezeigt, dass das Problem der Einbeziehung in die Verarbeitung von Alterzrückständen relevant ist und technologische, wirtschaftliche und ökologische Bedeutung hat.
2. Die Materialzusammensetzung und die technologischen Eigenschaften der wichtigsten W-haltigen technogenen Formation der Dzhida VMK wurden ermittelt.
Die wichtigste nützliche Komponente ist Wolfram, nach dessen Inhalt abgestandene Rückstände ein nicht kontrastierendes Erz sind, es wird hauptsächlich durch Hubnerit repräsentiert, das die technologischen Eigenschaften von technogenen Rohstoffen bestimmt. Wolfram ist ungleichmäßig über die Größenklassen verteilt und seine Hauptmenge konzentriert sich auf die Größen -0,5 + 0,1 und -0,1 + 0,02 mm.
Es wurde bewiesen, dass die einzige effektive Methode zur Anreicherung von W-haltigen abgestandenen Tailings des Dzhida VMK die Schwerkraft ist. Basierend auf der Analyse der verallgemeinerten Kurven der Gravitationskonzentration von abgestandenem W-haltigem Tailings wurde festgestellt, dass Deponietailings mit minimalen Wolframverlusten ein Kennzeichen für die Anreicherung von technogenen Rohstoffen mit einer Partikelgröße von -0,1 + 0 sind mm. Es wurden neue Muster von Trennprozessen etabliert, die die technologischen Parameter der Schwerkraftanreicherung von abgestandenem Tailings des Dzhida VMK mit einer Feinheit von +0,1 mm bestimmen.
Es wurde bewiesen, dass unter den in der Bergbauindustrie bei der Anreicherung von W-haltigen Erzen verwendeten Schwerkraftgeräten ein Schneckenseparator und ein KNELSON-Zentrifugalkonzentrator für die maximale Extraktion von Wolfram aus technogenen Rohstoffen der Dzhida VMK in raues W geeignet sind. konzentriert. Auch für die zusätzliche Gewinnung von Wolfram aus den Tailings der Primäranreicherung von technogenen W-haltigen Rohstoffen mit einer Partikelgröße von 0,1 mm wurde die Wirksamkeit des Einsatzes des KNELSON-Konzentrators bestätigt.
3. Das optimierte technologische Schema für die Gewinnung von Wolfram aus abgestandenen Tailings der Erzanreicherung Dzhida VMK ermöglichte es, ein konditioniertes W-Konzentrat zu erhalten, das Problem der Erschöpfung der Bodenschätze der Dzhida VMK zu lösen und die negativen Auswirkungen zu verringern Produktionstätigkeiten des Unternehmens auf die Umwelt.
Die wesentlichen Merkmale der entwickelten Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus den abgestandenen Tailings des Dzhida VMK sind:
Enge Einteilung nach Aufgabegröße der Primärverarbeitung;
Bevorzugter Einsatz von Gravitationsgeräten.
Bei der halbindustriellen Erprobung der entwickelten Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus den Abraumhalden des VMK Dzhida wurde ein aufbereitetes W-Konzentrat mit einem WO3-Gehalt von 62,7 % mit einer Gewinnung von 49,9 % gewonnen. Die Amortisationszeit für die Anreicherungsanlage zur Aufbereitung von Abraumhalden des VMK Dzhida zum Zwecke der Gewinnung von Wolfram betrug 0,55 Jahre.
Literaturverzeichnis Dissertation in Geowissenschaften, Kandidatin der technischen Wissenschaften, Artemova, Olesya Stanislavovna, Irkutsk
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Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur aufwendigen Aufbereitung von Tailings zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen. Das Verfahren umfasst deren Klassierung in feine und grobe Fraktionen, Schneckenabtrennung der feinen Fraktion zur Gewinnung eines Wolframprodukts und dessen erneute Reinigung. Gleichzeitig wird eine erneute Reinigung auf einem Schneckenseparator durchgeführt, um ein rohes Wolframkonzentrat zu erhalten, das einer Veredelung auf Konzentrationstischen unterzogen wird, um ein Gravitations-Wolframkonzentrat zu erhalten, das einer Flotation unterzogen wird, um ein hochgradig konditioniertes Wolframkonzentrat zu erhalten und ein sulfidhaltiges Produkt. Die Enden des Schneckenabscheiders und des Konzentrationstisches werden vereinigt und einer Eindickung unterzogen. Gleichzeitig wird der nach der Eindickung erhaltene Abfluss der Klassierung von Tailings zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen zugeführt und das eingedickte Produkt einer Anreicherung auf einem Schneckenseparator unterzogen, um sekundäre Tailings und ein Wolframprodukt zu erhalten, das versandt wird zur Reinigung. Das technische Ergebnis ist die Erhöhung der Aufbereitungstiefe von Tailings zur Anreicherung wolframhaltiger Erze. 1 z.B. f-ly, 1 Tab., 1 Abb.
Die Erfindung betrifft die Anreicherung von Mineralien und kann bei der Aufbereitung von Tailings zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen eingesetzt werden.
Bei der Verarbeitung von wolframhaltigen Erzen sowie von Rückständen zu deren Anreicherung werden Schwerkraft, Flotation, magnetische sowie elektrostatische, hydrometallurgische und andere Methoden verwendet (siehe beispielsweise Burt P.O. unter Beteiligung von K. Mills. Gravitational Anreicherungstechnologie Aus dem Englischen übersetzt - M.: Nedra, 1990). So wird für die vorläufige Konzentration nützlicher Komponenten (mineralische Rohstoffe) eine photometrische und lumometrische Sortierung verwendet (z. B. die Verarbeitungsanlagen Mount Carbine und King Island), eine Anreicherung in schweren Medien (z. B. die portugiesische Panasquera-Fabrik und die Engländer). Hemerdan-Werk).
Für die Verarbeitung von wolframhaltigem Schlamm ist es bekannt, Flotation zu verwenden, insbesondere Wolframit in der VR China und in der kanadischen Fabrik Mount Plisad, und in einigen Fabriken ersetzte die Flotation vollständig die Schwerkraftanreicherung (z. B. die Jokberg-Fabriken, Schweden und Mittersil, Österreich).
Es ist auch bekannt, für die Anreicherung von wolframhaltigen Erzen, Althalden, Althalden und Schlämmen Schneckenabscheider und Schneckenschleusen einzusetzen.
So wurde beispielsweise bei der Aufbereitung von Althalden aus Wolframerz im Werk Cherdoyak (Kasachstan) das anfängliche Haldenmaterial nach dem Brechen und Mahlen auf eine Feinheit von 3 mm in Setzmaschinen angereichert, dessen Unterkorn anschließend auf einer Konzentrationstabelle. Das technologische Schema umfasste auch die Anreicherung auf Schneckenseparatoren, auf denen 75–77 % WO 3 mit einem Ausstoß an Anreicherungsprodukten von 25–30 % extrahiert wurden. Die Schneckentrennung ermöglichte es, die Extraktion von WO 3 um 3-4% zu steigern (siehe zum Beispiel Anikin M.F., Ivanov V.D., Pevzner M.L. „Screw separators for ore dressing“, Moskau, Verlag „Nedra“, 1970, 132 p.).
Die Nachteile des technologischen Schemas zur Aufbereitung von Althalden sind die hohe Belastung am Kopf des Prozesses für den Setzvorgang, die nicht ausreichend hohe Extraktion von WO 3 und die erhebliche Ausbeute an Anreicherungsprodukten.
Ein bekanntes Verfahren zur begleitenden Produktion von Wolframkonzentrat ist die Verarbeitung von Molybdänit-Flotationsrückständen (Fabrik "Climax Molybdenum", Kanada). Wolframhaltige Tailings werden mittels Schneckenseparation in Tailings für Wolframschlamm (Leichtfraktion), primäres Wolframit-Kassiterit-Konzentrat getrennt. Letzteres wird einem Hydrozyklon unterzogen und der Schlammaustrag wird zu Rückständen geleitet, und die Sandfraktion wird zur Flotationstrennung von Pyritkonzentrat, das 50 % S (Sulfide) enthält, und seinem Austrag zu Rückständen geleitet. Das Kammerprodukt der Sulfidflotation wird mittels einer Schneckenabscheidung und/oder Konen gereinigt, um pyrithaltige Abraumhalden und ein Wolframit-Kassiterit-Konzentrat zu erhalten, das auf Konzentrationstabellen verarbeitet wird. Gleichzeitig werden Wolframit-Kassiterit-Konzentrat und Tailings gewonnen. Das Rohkonzentrat wird nach der Entwässerung sequentiell erneut gereinigt, indem es mittels Magnetabscheidung von Eisen befreit wird, Flotation Monazit daraus entfernt (Phosphatflotation) und dann entwässert, getrocknet, klassiert und mittels stufenweiser Magnetabscheidung in ein Konzentrat mit einem Gehalt von 65 getrennt wird % WO 3 nach Stufe I und 68 % WO 3 nach Stufe II. Besorgen Sie sich auch ein nicht magnetisches Produkt – Zinn (Kasiterit)-Konzentrat mit ~35 % Zinn.
Diese Verarbeitungsmethode ist durch Nachteile gekennzeichnet - Komplexität und Mehrstufigkeit sowie hohe Energieintensität.
Es gibt ein bekanntes Verfahren zur zusätzlichen Gewinnung von Wolfram aus den Tailings der Schwerkraftanreicherung (Fabrik "Boulder", USA). Die Tailings der Schwerkraftanreicherung werden zerkleinert, in einem Klassierer entschleimt, dessen Sande auf hydraulischen Klassierern abgeschieden werden. Die resultierenden Klassen werden separat auf Konzentrationstabellen angereichert. Grobkörnige Tailings werden in den Mahlkreislauf zurückgeführt, und feine Tailings werden auf Slurry-Tischen eingedickt und wieder angereichert, um ein fertiges Konzentrat, Mittelprodukt zum erneuten Mahlen und Tailings zur Flotation zu erhalten. Das gröbere Flotationskonzentrat wird einer Reinigung unterzogen. Das ursprüngliche Erz enthält 0,3–0,5 % WO 3 ; Die Gewinnung von Wolfram erreicht 97 %, wobei etwa 70 % des Wolframs durch Flotation zurückgewonnen werden. Der Gehalt an Wolfram im Flotationskonzentrat ist jedoch gering (ca. 10 % WO 3) (siehe, Polkin S.I., Adamov E.V. Enrichment of non-ferrous metal ores. Lehrbuch für Universitäten. M., Nedra, 1983, 213 pp.)
Die Nachteile des technologischen Schemas für die Verarbeitung von Tailings der Schwerkraftanreicherung sind die hohe Belastung am Kopf des Prozesses auf dem Anreicherungsbetrieb auf Konzentrationstischen, Mehrfachbetrieb, geringe Qualität des resultierenden Konzentrats.
Ein bekanntes Verfahren zur Aufbereitung von scheelithaltigen Tailings, um diese von Schadstoffen zu befreien und durch ein verbessertes Trennverfahren (Separation) ungefährliche und erzhaltige Mineralien aufzubereiten (KR 20030089109, SNAE et al., 21.11.2003). Das Verfahren umfasst die Stufen Homogenisierendes Mischen von scheelithaltigem Tailings, Einbringen des Zellstoffs in den Reaktor, „Filtrieren“ des Zellstoffs mit einem Sieb zum Entfernen verschiedener Fremdstoffe, anschließendes Abtrennen des Zellstoffs durch Schneckenseparation, Eindicken und Entwässern nichtmetallische Mineralien, um einen Kuchen zu erhalten, Trocknen des Kuchens in einem Rotationstrockner, Zerkleinern des trockenen Kuchens mit einer Hammermühle, die in einem geschlossenen Kreislauf mit Sieb arbeitet, Trennung von zerkleinerten Mineralien mit einem „Mikrometer“ -Separator in Fraktionen von kleinen und groben Körnern (Granulat) sowie magnetische Trennung einer grobkörnigen Fraktion zur Gewinnung magnetischer Mineralien und einer nichtmagnetischen Fraktion, die Scheelit enthält. Der Nachteil dieses Verfahrens ist der Mehrvorgang, die Verwendung einer energieintensiven Trocknung von nassem Kuchen.
Es gibt ein bekanntes Verfahren zur zusätzlichen Gewinnung von Wolfram aus den Rückständen der Verarbeitungsanlage der Ingichka-Mine (siehe A.B. Ezhkov, Kh.T. v.1, MISiS, M., 2001). Das Verfahren umfasst die Aufbereitung des Zellstoffs und dessen Entschleimung in einem Hydrozyklon (Klassenentfernung – 0,05 mm), anschließende Trennung des entschleimten Zellstoffs in einem Konusseparator, zweistufige Nachreinigung des Konusseparatorkonzentrats auf Konzentrationstabellen, um ein Konzentrat zu erhalten, das 20,6 enthält % WO 3 , mit einer durchschnittlichen Ausbeute von 29,06 %. Die Nachteile dieses Verfahrens sind die geringe Qualität des resultierenden Konzentrats und eine nicht ausreichend hohe Extraktion von WO 3 .
Die Ergebnisse von Studien zur gravitativen Anreicherung der Tailings der Anreicherungsanlage Ingichkinskaya werden beschrieben (siehe S.V. » // Mining Bulletin of Uzbekistan, 2008, Nr. 3).
Am nächsten an der patentierten technischen Lösung ist ein Verfahren zur Gewinnung von Wolfram aus abgestandenen Rückständen der Anreicherung von wolframhaltigen Erzen (Artemova O.S. Entwicklung einer Technologie zur Gewinnung von Wolfram aus abgestandenen Rückständen der Dzhida VMK. Zusammenfassung der Diplomarbeit eines Kandidaten für technische Naturwissenschaften, Staatliche Technische Universität Irkutsk, Irkutsk, 2004 - Prototyp).
Die Technologie zum Extrahieren von Wolfram aus abgestandenen Abraumhalden gemäß diesem Verfahren umfasst die Arbeitsschritte zum Gewinnen eines rohen wolframhaltigen Konzentrats und eines Zwischenprodukts, eines goldhaltigen Produkts und sekundärer Abraumhalden unter Verwendung von Gravitationsmethoden der Nassanreicherung – Schnecken- und Zentrifugaltrennung – und anschließender Veredelung des erhaltenen Rohkonzentrats und Mittelprodukts unter Verwendung von Schwerkraft-(Zentrifugal-)Anreicherung und magnetischer Trennung, um ein Standard-Wolframkonzentrat zu erhalten, das 62,7 % WO 3 enthält, mit der Extraktion von 49,9 % WO 3 .
Nach diesem Verfahren werden abgestandene Schwänze einer primären Klassifizierung mit der Freisetzung von 44,5% der Masse unterzogen. in sekundäre Tailings in Form einer Fraktion von +3 mm. Die -3 mm Tailings-Fraktion wird in die Klassen -0,5 und +0,5 mm eingeteilt, aus letzterer werden mittels Schneckenabscheidung ein Grobkonzentrat und Tailings gewonnen. Die Fraktion -0,5 mm wird in die Klassen -0,1 und +0,1 mm eingeteilt. Aus der Klasse +0,1 mm wird durch Zentrifugaltrennung ein grobes Konzentrat isoliert, das wie das grobe Schneckentrennkonzentrat einer Zentrifugaltrennung unterzogen wird, um ein rohes Wolframkonzentrat und ein goldhaltiges Produkt zu erhalten. Die Tailings der Schnecken- und Zentrifugalabscheidung werden in einem geschlossenen Kreislauf mit Klassierung auf -0,1 mm zerkleinert und anschließend in die Klassen -0,1 + 0,02 und -0,02 mm eingeteilt. Die -0,02-mm-Klasse wird als sekundäre Abfallrückstände aus dem Prozess entfernt. Klasse -0,1+0,02 mm wird durch Zentrifugalabscheidung angereichert, um Sekundärabfälle und Wolframmehle zu erhalten, die zur Veredelung durch Magnetabscheidung zusammen mit Zgeschickt werden, fein gemahlen auf -0,1 mm. In diesem Fall werden ein Wolframkonzentrat (magnetische Fraktion) und Futtermittel (nicht magnetische Fraktion) erhalten. Letzteres wird der Magnetseparation II unter Freisetzung einer nichtmagnetischen Fraktion in sekundäre Tailings und ein Wolframkonzentrat (Magnetfraktion) unterzogen, das nacheinander durch Zentrifugal-, Magnet- und nochmals Zentrifugaltrennung angereichert wird, um ein konditioniertes Wolframkonzentrat mit Gehalt zu erhalten von 62,7 % WO 3 bei einem Output von 0,14 % und einer Ausbeute von 49,9 %. Gleichzeitig werden die Rückstände der Zentrifugalabscheidungen und die nichtmagnetische Fraktion zu den sekundären Rückständen geleitet, deren Gesamtausstoß in der Phase der Endbehandlung des rohen Wolframkonzentrats 3,28 % mit einem Gehalt von 2,1 % WO 3 darin beträgt .
Nachteilig an diesem Verfahren ist der Mehroperationsprozess, der 6 Klassieroperationen, 2 Nachmahloperationen sowie 5 Zentrifugaloperationen und 3 Magnetseparationsoperationen mit relativ teuren Apparaturen umfasst. Gleichzeitig ist die Veredelung des Wolfram-Rohkonzentrats zum Standard mit der Produktion von sekundären Tailings mit relativ hohem Gehalt an Wolfram (2,1 % WO 3 ) verbunden.
Die Aufgabe der vorliegenden Erfindung besteht darin, das Verfahren zur Verarbeitung von Rückständen, einschließlich Abraumrückständen zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen, zu verbessern, um ein hochgradiges Wolframkonzentrat und ein sulfidhaltiges Produkt zusammen mit einer Verringerung des Gehalts an Wolfram zu erhalten in sekundären Tailings.
Das patentierte Verfahren zur aufwendigen Aufbereitung von Tailings zur Anreicherung wolframhaltiger Erze umfasst die Klassierung der Tailings in Fein- und Grobfraktion, Schneckenabscheidung der Feinfraktion zur Gewinnung eines Wolframprodukts, Nachreinigung des Wolframprodukts und Veredelung zur Gewinnung ein hochgradiges Wolframkonzentrat, ein sulfidhaltiges Produkt und Sekundärabfälle.
Das Verfahren unterscheidet sich dadurch, dass das resultierende Wolframprodukt einer erneuten Reinigung auf einem Schneckenseparator unterzogen wird, um ein grobes Konzentrat und Rückstände zu erhalten, und ein grobes Konzentrat einer Veredelung auf Konzentrationstischen unterzogen wird, um ein Gravitations-Wolframkonzentrat und Rückstände zu erhalten. Die Enden des Konzentrationstisches und des Reinigungsschneckenseparators werden kombiniert und einer Eindickung unterzogen, dann wird der Eindickungsaustrag der Klassierstufe am Kopf des technologischen Schemas zugeführt, und das eingedickte Produkt wird auf einem Schneckenseparator angereichert, um Sekundärabfall zu erhalten Rückstände und ein Wolframprodukt, das zur Reinigung geschickt wird. Schwerkraft-Wolframkonzentrat wird einer Flotation unterzogen, um ein hochwertiges Standard-Wolframkonzentrat (62 % WO 3 ) und ein sulfidhaltiges Produkt zu erhalten, das nach bekannten Verfahren verarbeitet wird.
Das Verfahren zeichnet sich dadurch aus, dass die Tailings in Fraktionen klassifiziert werden, hauptsächlich +8 mm und -8 mm.
Das technische Ergebnis des patentierten Verfahrens besteht darin, die Verarbeitungstiefe zu erhöhen und gleichzeitig die Anzahl der technologischen Vorgänge und deren Belastung durch die Trennung des Großteils der anfänglichen Rückstände (mehr als 90%) im Kopf des Prozesses zu verringern sekundäre Tailings, unter Verwendung einer einfacheren Konstruktion und eines einfacheren Betriebs einer energiesparenden Schneckenseparationstechnologie. Dadurch werden die Belastung nachfolgender Anreicherungsvorgänge sowie Kapital- und Betriebskosten drastisch reduziert, was die Optimierung des Anreicherungsprozesses sicherstellt.
Die Wirksamkeit des patentierten Verfahrens wird am Beispiel der komplexen Verarbeitung von Tailings der Anreicherungsanlage Ingichkinskaya gezeigt (siehe Zeichnung).
Die Aufbereitung beginnt mit der Klassierung von Tailings in kleine und große Fraktionen mit der Abtrennung von sekundären Tailings in Form einer großen Fraktion. Die feine Fraktion der Tailings wird einer Schneckentrennung unterzogen, wobei im Kopf des technologischen Prozesses die Trennung des Großteils der ursprünglichen Tailings (mehr als 90%) in sekundäre Tailings erfolgt. Dadurch können die Belastung der Folgeoperationen, die Kapitalkosten und die Betriebskosten entsprechend drastisch reduziert werden.
Das resultierende Wolframprodukt wird einer erneuten Reinigung auf einem Schneckenseparator unterzogen, um ein Rohkonzentrat und Rückstände zu erhalten. Das Rohkonzentrat wird anhand von Konzentrationstabellen einer Veredelung unterzogen, um Schwerkraft-Wolframkonzentrat und Rückstände zu erhalten.
Die Tailings des Eindickungstisches und des Reinigungsschneckenabscheiders werden vereinigt und beispielsweise in einem Eindicker, Sichter, Hydrozyklon und anderen Apparaten einer Eindickung unterzogen. Der Eindickungsabfluss wird der Klassifizierungsstufe am Kopf des technologischen Schemas zugeführt, und das eingedickte Produkt wird auf einem Schneckenabscheider angereichert, um Sekundärrückstände und ein Wolframprodukt zu erhalten, das zur Reinigung geschickt wird.
Schwerkraftwolframkonzentrat wird durch Flotation zu hochgradigem konditioniertem Wolframkonzentrat (62 % WO 3 ) gebracht, um ein sulfidhaltiges Produkt zu erhalten.
Somit wird hochgradiges (62 % WO 3 ) konditioniertes Wolframkonzentrat aus wolframhaltigen Rückständen isoliert, wenn eine relativ hohe WO 3 -Gewinnung von ~49 % und ein relativ niedriger Wolframgehalt (0,04 % WO 3 ) in sekundären Abfallrückständen erreicht wird.
Das anfallende sulfidhaltige Produkt wird in bekannter Weise weiterverarbeitet, beispielsweise zur Herstellung von Schwefelsäure und Schwefel, aber auch als Korrekturzusatz bei der Herstellung von Zementen verwendet.
Hochgradig konditioniertes Wolframkonzentrat ist ein hochliquides marktfähiges Produkt.
Wie aus den Ergebnissen der Umsetzung des patentierten Verfahrens am Beispiel von Althalden zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen des Ingichkinskaya-Konzentrators hervorgeht, wird seine Wirksamkeit im Vergleich zum Prototypverfahren gezeigt (siehe Tabelle). WIRKUNG: Zusätzliche Gewinnung eines sulfidhaltigen Produkts, Reduzierung des Frischwasserverbrauchs durch Schaffung eines Wasserkreislaufs. Es schafft die Möglichkeit, deutlich schlechtere Tailings (0,09 % WO 3) zu verarbeiten, eine deutliche Reduzierung des Gehalts an Wolfram in den sekundären Tailings (bis zu 0,04 % WO 3). Darüber hinaus wurde die Anzahl der technologischen Operationen reduziert und die Belastung der meisten von ihnen durch die Trennung des Großteils der anfänglichen Rückstände (mehr als 90%) im Kopf des technologischen Prozesses in sekundäre Rückstände reduziert eine einfachere und weniger energieintensive Schneckentrenntechnologie, die die Kapitalkosten für den Kauf von Ausrüstung und die Betriebskosten senkt.
Patentansprüche 1. Verfahren zur aufwendigen Aufbereitung von Tailings zur Anreicherung wolframhaltiger Erze, einschließlich deren Klassierung in Fein- und Grobfraktion, Schneckenabtrennung der Feinfraktion zur Gewinnung eines Wolframprodukts, dessen Reinigung und Veredelung zur Gewinnung eines hochwertigen Wolframkonzentrat, ein sulfidhaltiges Produkt und Sekundärrückstände, dadurch gekennzeichnet, dass das nach Schneckenabscheidung erhaltene Wolframprodukt einer Nachreinigung auf einem Schneckenabscheider unterzogen wird, um ein Wolframrohkonzentrat zu erhalten, das erhaltene Wolframrohkonzentrat einer Nachkonzentrierung unterzogen wird Um ein Schwerkraft-Wolframkonzentrat zu erhalten, das einer Flotation unterzogen wird, um ein hochgradig konditioniertes Wolframkonzentrat und ein sulfidhaltiges Produkt zu erhalten, werden die Abgänge eines Schneckenabscheiders und ein Konzentrationstisch kombiniert und einer Eindickung unterzogen, wobei der nach der Eindickung erhaltene Abfluss erhalten wird der Klassierung von Tailings zur Anreicherung von wolframhaltigen Erzen zugeführt werden, und die einer Anreicherung auf einem Schneckenabscheider unterzogen, um Sekundärrückstände und ein Wolframprodukt zu erhalten, das zur Reinigung geschickt wird.