Aufbereitungszyklus von Wolframerz. Anreicherung von Zinn- und Wolframerzen und Seifen. erhebliche Material- und Arbeitskosten bei der Exploration und industriellen Erschließung neuer Lagerstätten

25.11.2019

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 zur 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.

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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, einer Schlussfolgerung, 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. 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.

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 Konzentrationsschlammtabellen.

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 ziemlich stark von der Haupt-Tailing-Anlage 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 0,044mm. 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 eine mathematische Abhängigkeit zwischen den Konzentrationen von \\O3 und S (II) ergaben (C3 = 0»0232 + 0,038C5 (u) und r \u003d 0,827; die Korrelation ist zuverlässig und zuverlässig), bestätigen 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 einem nichtmagnetischen Anteil und dem maximalen 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 in ein grobes 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 ist bewiesen, dass die einzige wirksame Methode zur Anreicherung von W-haltigen abgestandenen Tailings der 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 zur 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. Diese. Universität, 2004 - 86 S.

5. Artemova O. S., Gaiduk A. A. Gewinnung 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.

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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 ZUR 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 Dzhida VMK“

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 seit den 90er Jahren die Umweltsituation in Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen stark verschlechtert (in einer Reihe von Regionen, die nicht nur die Existenz von Biota, sondern auch von Menschen bedrohen), es gab einen fortschreitenden Rückgang die Gewinnung von Nichteisen- 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 das Ausmaß 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 wenig erforschte technogene Lagerstätten, deren Nutzung es ermöglichen wird, zusätzliche Quellen von Erzen und mineralischen Rohstoffen 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 technologischen Eigenschaften der anfänglichen mineralischen Rohstoffe und Anreicherungsprodukte.

Die folgenden wesentlichen wissenschaftlichen Feststellungen werden zur Verteidigung vorgelegt: Es werden Regelmäßigkeiten der Verteilung der anfänglichen technogenen mineralischen Rohstoffe und Wolfram 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.

Es ist bewiesen, dass die einzige wirksame Methode zur Anreicherung von W-haltigen abgestandenen Tailings der 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 Schwerkraftgeräten, die in der Bergbauindustrie bei der Anreicherung von W-haltigen Erzen verwendet werden, 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 zur Gewinnung von Wolfram betrug 0,55 Jahre.

Literaturverzeichnis Dissertation in Geowissenschaften, Kandidatin der technischen Wissenschaften, Artemova, Olesya Stanislavovna, Irkutsk

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Es gibt mehrere Möglichkeiten, es zu bekommen; Die erste Stufe ist die Erzanreicherung, die Trennung wertvoller Komponenten von der Hauptmasse - Abfallgestein. Konzentrationsmethoden sind für schwere Erze und Metalle üblich: Mahlen und Flotation, gefolgt von magnetischer Trennung (für Wolframiterze) und oxidativem Rösten.

Das resultierende Konzentrat wird meistens mit einem Überschuss an Soda gesintert, um das Wolfram in eine lösliche Verbindung, Natriumwolframit, umzuwandeln. Eine andere Möglichkeit, diese Substanz zu erhalten, ist das Auslaugen; Wolfram wird mit einer Sodalösung unter Druck und bei erhöhter Temperatur extrahiert (der Prozess findet in einem Autoklaven statt), gefolgt von einer Neutralisation und Ausfällung in Form von künstlichem Scheelit, d.h. Calciumwolframat. Der Wunsch, genau Wolframat zu erhalten, erklärt sich aus der Tatsache, dass es relativ einfach ist, in nur zwei Schritten:

CaWO4 → H2WO4 oder (NH4)2WO4 → WO3,

Es ist möglich, Wolframoxid zu isolieren, das von den meisten Verunreinigungen gereinigt ist.

Schauen wir uns einen anderen Weg an, um Wolframoxid zu erhalten - durch Chloride. Wolframkonzentrat wird bei erhöhter Temperatur mit gasförmigem Chlor behandelt. Die entstehenden Wolframchloride lassen sich recht einfach durch Sublimation von den Chloriden anderer Metalle trennen, wobei der Temperaturunterschied genutzt wird, bei dem diese Substanzen in den Dampfzustand übergehen. Die resultierenden Wolframchloride können in Oxid umgewandelt oder direkt zur Verarbeitung zu elementarem Metall verwendet werden.

Die Umwandlung von Oxiden oder Chloriden in Metall ist der nächste Schritt bei der Herstellung von Wolfram. Das beste Reduktionsmittel für Wolframoxid ist Wasserstoff. Bei der Reduktion mit Wasserstoff erhält man reinstes metallisches Wolfram. Der Reduktionsprozess findet in so beheizten Rohröfen statt, dass das „Schiffchen“ mit WO3 bei seiner Bewegung entlang des Rohres mehrere Temperaturzonen durchläuft. Ein Strom trockenen Wasserstoffs strömt ihm entgegen. Die Erholung erfolgt sowohl in "kalten" (450...600°C) als auch in "heißen" (750...1100°C) Zonen; in der "Kälte" - zum niedrigsten Oxid WO2, dann - zum elementaren Metall. Je nach Temperatur und Dauer der Reaktion in der „heißen“ Zone verändern sich Reinheit und Größe der an den Wänden des „Bootes“ freigesetzten Wolframpulverkörner.

Die Rückgewinnung kann nicht nur unter Einwirkung von Wasserstoff erfolgen. In der Praxis wird häufig Kohle verwendet. Die Verwendung eines festen Reduktionsmittels vereinfacht die Herstellung etwas, aber in diesem Fall ist eine höhere Temperatur erforderlich – bis zu 1300...1400°C. Außerdem reagieren Kohle und die darin stets enthaltenen Verunreinigungen mit Wolfram zu Karbiden und anderen Verbindungen. Dies führt zu einer Verunreinigung des Metalls. Die Elektrotechnik hingegen benötigt sehr reines Wolfram. Nur 0,1 % Eisen machen Wolfram spröde und für die Herstellung dünnster Drähte ungeeignet.

Die Herstellung von Wolfram aus Chloriden basiert auf dem Pyrolyseverfahren. Wolfram bildet mit Chlor mehrere Verbindungen. Mit Hilfe eines Überschusses an Chlor können sie alle in das höchste Chlorid umgewandelt werden - WCl6, das sich bei 1600 ° C in Wolfram und Chlor zersetzt. In Gegenwart von Wasserstoff läuft dieser Prozess bereits bei 1000°C ab.

So wird metallisches Wolfram gewonnen, aber nicht kompakt, sondern in Form eines Pulvers, das dann in einem Wasserstoffstrom bei hoher Temperatur gepresst wird. In der ersten Pressstufe (bei Erwärmung auf 1100...1300°C) entsteht ein poröser spröder Barren. Das Pressen wird bei einer noch höheren Temperatur fortgesetzt und erreicht am Ende fast den Schmelzpunkt von Wolfram. Unter diesen Bedingungen wird das Metall allmählich fest, erhält eine faserige Struktur und damit Plastizität und Formbarkeit. Des Weiteren...

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

mehr als 12 Milliarden Tonnen Abfall, dessen Gehalt an wertvollen Bestandteilen teilweise den Gehalt in natürlichen Lagerstätten übersteigt.

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 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.

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.

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 zur 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 Verfahren 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.

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.

Die stoffliche Zusammensetzung mineralischer Rohstoffe

Bei der Untersuchung einer Seitenhalde (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 Abraumhalde, 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 Schlammpipeline, 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 einzelnen 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 einem Konfidenzniveau von 95 % wurde Folgendes festgestellt: - kein signifikanter statistischer Unterschied im WO3-Gehalt zwischen privaten 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 Schlick. 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 gleichmäßigere, 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 ist Wolfram zu 25,28 % in der Klasse –0,1 + 0,044 mm bei einem Ausstoß dieser Klasse von etwa 4 % und zu 37,58 % in der Klasse –0,1 + 0 mm bei 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 kann gefolgert werden, dass es notwendig ist, die entschleimten mineralischen Rohstoffe OTO nach der Größe von 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 Verwendung radiometrischer Anreicherung festgestellt, die Grenzindikatoren für die Trennung bestimmt (in der Phase der Kontraststudie), Methoden und Merkmale der Trennung ausgewählt, ihre Wirksamkeit bewertet, theoretische Indikatoren für die Trennung bestimmt und ein Schema erstellt Diagramm 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-Apparate 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 eine Nassmagnetscheidung verwendet, um im Erz enthaltenes Pyrrhotit und Magnetit zu trennen, und im Uyudag-Werk in der Türkei wird die Güteklasse 10 mm in Separatoren mit niedrigem Magnetwert trocken gemahlen und magnetisch getrennt 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 von komplexen Wolfram-Molybdän-Erzen eine Flotationstechnologie eingeführt, einschließlich 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 Extraktion 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 der Beschickung, die zur primären Anreicherung und Veredelung geschickt wird, ist notwendig; 2. Bei der Wahl der Methode der primären Anreicherung von Klassen unterschiedlicher Größe ist ein individueller Ansatz erforderlich; 3. Die Gewinnung von Deponierückständen ist mit der primären Anreicherung des feinsten Feeds (-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

Wolframerze in unserem Land wurden in großen GOKs (Orlovsky, Lermontovsky, Tyrnauzsky, Primorsky, Dzhidinsky VMK) nach den heute klassischen technologischen Schemata mit mehrstufigem Mahlen und Anreichern von Material verarbeitet, das in der Regel in zwei enge Größenklassen unterteilt war Zyklen: primäre Gravitationsanreicherung und Feinabstimmung von Rohkonzentraten durch verschiedene Methoden. Dies liegt an dem geringen Gehalt an Wolfram in den verarbeiteten Erzen (0,1-0,8 % WO3) und den hohen Qualitätsanforderungen an Konzentrate. Die Primäranreicherung für grob eingesprengte Erze (minus 12 + 6 mm) wurde durch Setzmaschinen durchgeführt, und für mittel-, fein- und fein eingesinterte Erze (minus 2 + 0,04 mm) wurden Schneckenapparate verschiedener Modifikationen und Größen verwendet.

Im Jahr 2001 stellte die Wolfram-Molybdän-Anlage Dzhida (Burjatien, Zakamensk) ihre Tätigkeit ein, nachdem sie die technogene Wolframlagerstätte Barun-Naryn mit einem Sandvolumen von mehreren Millionen Millionen angesammelt hatte. Seit 2011 verarbeitet Zakamensk CJSC diese Lagerstätte in einer modularen Aufbereitungsanlage.

Das technologische Schema basierte auf einer Anreicherung in zwei Stufen auf Knelson-Zentrifugalkonzentratoren (CVD-42 für den Hauptbetrieb und CVD-20 für die Reinigung), dem erneuten Mahlen der Mittelkörner und der Flotation des Schwerkraftkonzentrats, um ein Konzentrat mit KVGF-Qualität zu erhalten. Während des Betriebs wurden beim Betrieb von Knelson-Konzentratoren eine Reihe von Faktoren festgestellt, die sich negativ auf die wirtschaftliche Leistung der Sandverarbeitung auswirken, nämlich:

Hohe Betriebskosten inkl. Energiekosten und die Kosten für Ersatzteile, die angesichts der Entfernung der Produktion von Erzeugungskapazitäten und der gestiegenen Stromkosten von besonderer Bedeutung sind;

Geringer Extraktionsgrad von Wolframmineralien in Schwerkraftkonzentrat (ca. 60 % des Betriebs);

Die Komplexität dieser Anlagen im Betrieb: Zentrifugalkonzentratoren erfordern bei Schwankungen in der stofflichen Zusammensetzung der angereicherten Rohstoffe Eingriffe in die Prozess- und Betriebseinstellungen (Änderungen des Drucks des Wirbelwassers, der Rotationsgeschwindigkeit der Anreicherungstrommel), was zu Schwankungen in den Qualitätsmerkmalen der gewonnenen Gravitationskonzentrate führt;

Erhebliche Abgelegenheit der Fertigungsstätte und dadurch lange Wartezeit auf Ersatzteile.

Auf der Suche nach einer alternativen Methode der Gravitationskonzentration führte Spirit Labortests der Technologie durch Schraubentrennung unter Verwendung der industriellen Schneckenseparatoren SVM-750 und SVSH-750, hergestellt von LLC PK Spirit. Die Anreicherung erfolgte in zwei Arbeitsgängen: Haupt- und Kontrollbetrieb mit Erhalt von drei Anreicherungsprodukten – Konzentrat, Futtermittel und Rückstände. Alle als Ergebnis des Experiments erhaltenen Anreicherungsprodukte wurden im Labor der ZAO Zakamensk analysiert. Die besten Ergebnisse sind in der Tabelle dargestellt. eines.

Tabelle 1. Ergebnisse der Schneckentrennung unter Laborbedingungen

Die erhaltenen Daten zeigten die Möglichkeit, Schneckenseparatoren anstelle von Knelson-Konzentratoren im primären Anreicherungsbetrieb zu verwenden.

Der nächste Schritt bestand darin, halbindustrielle Tests mit dem bestehenden Anreicherungsschema durchzuführen. Eine halbindustrielle Pilotanlage wurde mit Schneckenvorrichtungen SVSH-2-750 zusammengebaut, die parallel zu Knelson CVD-42-Konzentratoren installiert wurden. Die Anreicherung wurde in einem Arbeitsgang durchgeführt, die resultierenden Produkte wurden nach dem Schema der betriebenen Anreicherungsanlage weitergeschickt, und die Probenahme erfolgte direkt aus dem Anreicherungsprozess, ohne den Betrieb der Anlage zu stoppen. Die Indikatoren der halbindustriellen Tests sind in der Tabelle dargestellt. 2.

Tabelle 2. Ergebnisse vergleichender halbtechnischer Versuche von Schneckenapparaten und Zentrifugalkonzentratorenknelson

Indikatoren	Quellenfutter	Konzentrieren
Indikatoren	Quellenfutter


Wiederherstellung, %

Die Ergebnisse zeigen, dass die Anreicherung von Sanden auf Schneckenapparaten effizienter ist als auf Zentrifugalkonzentratoren. Dies führt zu einer geringeren Konzentratausbeute (16,87 % gegenüber 32,26 %) bei einer höheren Gewinnung (83,13 % gegenüber 67,74 %) in Wolframmineralkonzentrat. Dies führt zu einem hochwertigeren WO3-Konzentrat (0,9 % gegenüber 0,42 %),

Kassiterit SnO 2- das wichtigste Industriemineral Zinn, das in zinnhaltigen Seifen und Grundgesteinserzen vorkommt. Der Zinngehalt beträgt 78,8 %. Kassiterit hat eine Dichte von 6900…7100 kg/t und eine Härte von 6…7. Die Hauptverunreinigungen in Kassiterit sind Eisen, Tantal, Niob sowie Titan, Mangan, Schweine, Silizium, Wolfram usw. Die physikalisch-chemischen Eigenschaften von Kassiterit, beispielsweise die magnetische Suszeptibilität, und seine Flotationsaktivität hängen von diesen Verunreinigungen ab.

Stannin Cu 2 S FeS SnS 4- Zinnsulfidmineral, obwohl es nach Kassiterit das häufigste Mineral ist, hat keinen industriellen Wert, erstens, weil es einen geringen Zinngehalt (27 ... 29,5%) und zweitens das Vorhandensein von Kupfer- und Eisensulfiden darin hat verkompliziert die metallurgische Verarbeitung von Konzentraten, und drittens erschwert die Nähe der Flotationseigenschaften des Betts zu Sulfiden deren Abtrennung während der Flotation. Die Zusammensetzung von Zinnkonzentraten, die in Konzentrationsanlagen gewonnen werden, ist unterschiedlich. Schwerkraftkonzentrate mit bis zu 60 % Zinn werden aus reichhaltigen Zinnseifen freigesetzt, und Schlammkonzentrate, die sowohl durch Schwerkraft- als auch Flotationsverfahren gewonnen werden, können 15 bis 5 % Zinn enthalten.

Zinnhaltige Lagerstätten werden in Placer und Primary unterteilt. Alluvial Zinnvorkommen sind die Hauptquelle des weltweiten Zinnabbaus. Etwa 75 % der weltweiten Zinnreserven sind in Seifen konzentriert. Einheimisch Zinnvorkommen haben eine komplexe stoffliche Zusammensetzung, je nachdem werden sie in Quarz-Kassiterit, Sulfid-Quarz-Kassiterit und Sulfid-Kassiterit unterteilt.

Quarz-Kassiterit-Erze sind normalerweise komplexe Zinn-Wolfram-Erze. Kassiterit in diesen Erzen wird durch grobe, mittlere und fein disseminierte Quarzkristalle (von 0,1 bis 1 mm oder mehr) dargestellt. Neben Quarz und Kassiterit enthalten diese Erze meist Feldspat, Turmalin, Glimmer, Wolframit oder Scheelit und Sulfide. Die Sulfid-Kasiterit-Erze werden von Sulfiden dominiert - Pyrit, Pyrrhotit, Arsenopyrit, Bleiglanz, Sphalerit und Stanin. Es enthält auch Eisenmineralien, Chlorit und Turmalin.

Zinnseifen und Erze werden hauptsächlich im Schwerkraftverfahren mit Setzmaschinen, Konzentrationstischen, Schneckenabscheidern und Schleusen angereichert. Placers lassen sich normalerweise viel leichter durch Schwerkraftverfahren anreichern als Erze aus Primärvorkommen, weil. Sie erfordern keine teuren Zerkleinerungs- und Mahlprozesse. Die Feinabstimmung von groben Gravitationskonzentraten wird durch magnetische, elektrische und andere Methoden durchgeführt.

Die Anreicherung an Schleusen wird verwendet, wenn die Korngröße von Kassiterit mehr als 0,2 mm beträgt, weil kleinere Körner werden schlecht auf Schleusen gefangen und ihre Extraktion überschreitet 50 ... 60% nicht. Effizientere Geräte sind Setzmaschinen, die zur Primäranreicherung installiert werden und mit denen Sie bis zu 90% Kassiterit extrahieren können. Die Feinabstimmung von Rohkonzentraten erfolgt anhand von Konzentrationstabellen (Abb. 217).

Abb. 217. Schema der Anreicherung von Zinnseifen

Die primäre Anreicherung von Seifen erfolgt auch auf Baggern, einschließlich Seebaggern, wo Trommelsiebe mit Löchern von 6–25 mm Größe für die Sandwäsche installiert sind, je nach Verteilung des Kassiterits nach Größenklasse und Sandwaschbarkeit. Zur Anreicherung des Siebunterkorns werden Setzmaschinen unterschiedlicher Bauart, meist mit Kunstbett, eingesetzt. Gateways sind ebenfalls installiert. Primärkonzentrate werden Reinigungsvorgängen auf Setzmaschinen unterzogen. Die Veredelung erfolgt in der Regel an Veredelungsstationen an der Küste. Die Extraktion von Kassiterit aus Placern beträgt normalerweise 90…95 %.

Die Anreicherung von primären Zinnerzen, die sich durch die Komplexität der Materialzusammensetzung und die ungleichmäßige Verbreitung von Kassiterit auszeichnen, erfolgt nach komplexeren mehrstufigen Schemata, wobei nicht nur Schwerkraftmethoden, sondern auch Flotationsgravitation, Flotation und Magnettrennung verwendet werden.

Bei der Aufbereitung von Zinnerzen zur Anreicherung muss die Schlammbildungsfähigkeit von Kassiterit aufgrund seiner Größe berücksichtigt werden. Mehr als 70 % des Zinnverlustes bei der Anreicherung gehen auf schlammigen Kassiterit zurück, der mit Abflüssen aus Schwerkraftapparaten abgeführt wird. Daher erfolgt die Vermahlung von Zinnerzen in Stabmühlen, die im geschlossenen Kreislauf mit Sieben arbeiten. In einigen Fabriken wird am Kopf des Prozesses eine Anreicherung in schweren Suspensionen verwendet, die es ermöglicht, bis zu 30 ... 35 % der Wirtsgesteinsminerale in Tailings zu trennen, die Mahlkosten zu senken und die Zinnausbeute zu erhöhen.

Zur Isolierung von grobkörnigem Cosmiterit im Kopf des Prozesses wird ein Setzverfahren mit einer Aufgabegröße von 2…3 bis 15…20 mm verwendet. Manchmal werden anstelle von Setzmaschinen bei einer Materialgröße von minus 3 + 0,1 mm Schneckenseparatoren installiert, und bei der Anreicherung eines Materials mit einer Größe von 2 ... 0,1 mm werden Konzentrationstabellen verwendet.

Für Erze mit ungleichmäßiger Verteilung von Kassiterit werden mehrstufige Schemata verwendet, bei denen nicht nur Rückstände, sondern auch schlechte Konzentrate und Mittel nacheinander nachgemahlen werden. In Zinnerz, das nach dem in Abb. 218 gezeigten Schema angereichert wird, hat Kassiterit eine Korngröße von 0,01 bis 3 mm.

Reis. 218. Schema der Gravitationsanreicherung von primären Zinnerzen

Das Erz enthält auch Eisenoxide, Sulfide (Arsenopyrit, Chalkopyrit, Pyrit, Stanin, Bleiglanz), Wolframit. Der nichtmetallische Teil wird durch Quarz, Turmalin, Chlorit, Serizit und Fluorit repräsentiert.

Die erste Stufe der Anreicherung erfolgt in Setzmaschinen mit einer Erzgröße von 90 % minus 10 mm unter Freisetzung von grobem Zinnkonzentrat. Anschließend erfolgt nach erneuter Zerkleinerung der Tailings der ersten Anreicherungsstufe und hydraulischer Klassierung nach gleichem Gefälle die Anreicherung nach Konzentrationstabellen. Das nach diesem Schema gewonnene Zinnkonzentrat enthält 19 ... 20 % Zinn bei einer Extraktion von 70 ... 85 % und wird der Veredelung zugeführt.

Bei der Veredelung werden Sulfidminerale, Mineralien des Wirtsgesteins, aus groben Zinnkonzentraten entfernt, was es ermöglicht, den Zinngehalt auf den Standard zu erhöhen.

Grob verteilte Sulfidminerale mit einer Korngröße von 2…4 mm werden durch Flotationsgravitation auf Konzentrationstischen entfernt, bevor die Konzentrate mit Schwefelsäure (1,2…1,5 kg/t), Xanthogenat (0,5 kg/t) und Kerosin behandelt werden ( 1…2 kg/t) t).

Kassiterit wird aus Schwerkraftkonzentrationsschlamm durch Flotation unter Verwendung von selektiven Sammlern und Drückern gewonnen. Bei Erzen mit komplexer Mineralzusammensetzung, die erhebliche Mengen an Turmalin und Eisenhydroxiden enthalten, ermöglicht die Verwendung von Fettsäuresammlern die Gewinnung von Konzentraten mit niedrigem Zinngehalt, die nicht mehr als 2–3 % Zinn enthalten. Daher werden bei der Flotation von Kassiterit solche selektiven Sammler wie Asparal-F oder Aerosol-22 (Succinamate), Phosphonsäuren und Reagenz IM-50 (Alkylhydroxamsäuren und ihre Salze) verwendet. Wasserglas und Oxalsäure werden verwendet, um die Mineralien des Wirtsgesteins zu deprimieren.

Vor der Flotation von Kassiterit wird Material mit einer Partikelgröße von minus 10–15 µm aus dem Schlamm entfernt, dann werden Sulfide flotiert, aus deren Tailings bei pH 5 Oxalsäure, Flüssigglas und Asparal-F-Reagenz (140–150 g/t) als Kollektor zugeführt, Kassiterit wird flotiert (Abb. 219). Das anfallende Flotationskonzentrat enthält bis zu 12 % Zinn bei einer Gewinnung von bis zu 70...75 % Zinn aus dem Betrieb.

Bartles-Moseley-Orbitalschleusen und Bartles-Crosbelt-Konzentratoren werden manchmal verwendet, um Kassiterit aus Schlamm zu extrahieren. Die auf diesen Geräten erhaltenen Rohkonzentrate mit einem Zinngehalt von 1 ... 2,5 % werden zur Veredelung in Aufschlämmungstabellen mit der Herstellung von handelsüblichen Aufschlämmungszinnkonzentraten geschickt.

Wolfram in Erzen ist es durch eine breitere Palette von Mineralien von industrieller Bedeutung vertreten als Zinn. Von den 22 derzeit bekannten Wolframmineralien sind vier die wichtigsten: Wolframit (Fe,Mn)W04(Dichte 6700 ... 7500 kg / m 3), Hubnerit MnWO 4(Dichte 7100 kg / m 3), Ferberit FeWo 4(Dichte 7500 kg / m 3) und Scheelit CaWO 4(Dichte 5800 ... 6200 kg / m 3). Neben diesen Mineralen ist Molybdoscheelit, das Scheelit und eine isomorphe Beimischung von Molybdän (6...16%) ist, von praktischer Bedeutung. Wolframit, Hübnerit und Ferberit sind schwach magnetische Mineralien, sie enthalten als Verunreinigungen Magnesium, Calcium, Tantal und Niob. Wolframit wird oft zusammen mit Kassiterit, Molybdänit und Sulfidmineralien in Erzen gefunden.

Zu den industriellen Arten von wolframhaltigen Erzen gehören Aderquarz-Wolframit und Quarz-Kassiterit-Wolframit, Stockwork, Skarn und alluvial. Bei Einlagen Vene Typ enthalten Wolframit, Hübnerit und Scheelit, sowie Molybdänmineralien, Pyrit, Chalkopyrit, Zinn, Arsen, Wismut und Goldmineralien. BEI Stockarbeit In Lagerstätten ist der Gehalt an Wolfram 5 ... 10 mal geringer als in Erzlagerstätten, aber sie haben große Reserven. BEI Skarn Erze enthalten neben Wolfram, das hauptsächlich durch Scheelit repräsentiert wird, Molybdän und Zinn. Alluvial Wolframvorkommen haben kleine Reserven, spielen aber eine bedeutende Rolle bei der Gewinnung von Wolfram.Der industrielle Gehalt an Wolframtrioxid in Seifen (0,03 ... 0,1%) ist viel geringer als in Primärerzen, aber ihre Entwicklung ist viel einfacher und wirtschaftlicher profitabler. Diese Seifen enthalten neben Wolframit und Scheelit auch Kassiterit.

Die Qualität von Wolframkonzentraten hängt von der stofflichen Zusammensetzung des angereicherten Erzes und den Anforderungen ab, die beim Einsatz in verschiedenen Industrien an sie gestellt werden. Für die Herstellung von Ferrowolfram muss das Konzentrat also mindestens 63 % WO3, Wolframit-Hübnerit-Konzentrat zur Herstellung von Hartlegierungen muss mindestens 60 % WO3. Scheelit-Konzentrate enthalten typischerweise 55 % WO3. Die wichtigsten schädlichen Verunreinigungen in Wolframkonzentraten sind Siliziumdioxid, Phosphor, Schwefel, Arsen, Zinn, Kupfer, Blei, Antimon und Wismut.

Wolframseifen und -erze werden ebenso wie Zinn in zwei Stufen angereichert - primäre Schwerkraftanreicherung und Veredelung von Rohkonzentraten durch verschiedene Methoden. Bei einem geringen Gehalt an Wolframtrioxid im Erz (0,1 ... 0,8 %) und hohen Anforderungen an die Qualität der Konzentrate beträgt der Gesamtanreicherungsgrad 300 bis 600. Dieser Anreicherungsgrad kann nur durch die Kombination verschiedener Verfahren erreicht werden , von der Schwerkraft zur Flotation.

Außerdem enthalten Wolframit-Seifen und Primärerze normalerweise andere Schwerminerale (Kasiterit, Tantalit-Columbit, Magnetit, Sulfide), daher wird während der primären Schwerkraftanreicherung ein Sammelkonzentrat freigesetzt, das 5 bis 20 % WO 3 enthält. Bei der Veredelung dieser Sammelkonzentrate werden Standardmonomineralkonzentrate erhalten, für die die Schwerkraftflotation und die Flotation von Sulfiden, die magnetische Trennung von Magnetit und Wolframit verwendet werden. Es ist auch möglich, elektrische Trennung, Anreicherung auf Konzentrationstabellen und sogar Flotation von Mineralien aus Verdrängungsgesteinen zu verwenden.

Die hohe Dichte von Wolframmineralien ermöglicht es, gravitative Anreicherungsmethoden effektiv für ihre Gewinnung einzusetzen: in schweren Suspensionen, auf Setzmaschinen, Konzentrationstischen, Schnecken- und Jet-Separatoren. Bei der Anreicherung und insbesondere bei der Veredelung von kollektiven Gravitationskonzentraten findet die Sagnitabtrennung breite Anwendung. Wolframit hat magnetische Eigenschaften und trennt sich daher in einem starken Magnetfeld beispielsweise von nichtmagnetischem Kassiterit.

Das ursprüngliche Wolframerz sowie Zinnerz wird auf eine Korngröße von minus 12 + 6 mm zerkleinert und mit Jigging angereichert, wobei grob verteilter Wolframit und ein Teil des Tailings mit einem Tailings-Anteil an Wolframtrioxid freigesetzt werden. Nach dem Setzvorgang wird das Erz Stabmühlen zum Mahlen zugeführt, in denen es auf eine Feinheit von minus 2+ 0,5 mm zerkleinert wird. Um eine übermäßige Schlammbildung zu vermeiden, erfolgt die Mahlung in zwei Stufen. Nach der Zerkleinerung wird das Erz einer hydraulischen Klassierung mit der Freisetzung von Schlamm und der Anreicherung von Sandfraktionen auf Konzentrationstabellen unterzogen. Die auf den Tischen erhaltenen Mittel- und Rückstände werden zerkleinert und zu den Konzentrationstischen geleitet. Auch die Tailings werden anschließend zerkleinert und auf Konzentrationstischen angereichert. Die Anreicherungspraxis zeigt, dass die Gewinnung von Wolframit, Hübnerit und Ferberit durch Schwerkraftverfahren 85 % erreicht, während Scheelit, das zu Schlamm neigt, nur zu 55 ... 70 % durch Schwerkraftverfahren extrahiert wird.

Bei der Anreicherung von fein disseminierten Wolframiterzen, die nur 0,05 ... 0,1 % Wolframtrioxid enthalten, kommt die Flotation zum Einsatz.

Die Flotation wird besonders häufig verwendet, um Scheelit aus Skarnerzen zu extrahieren, die Calcit, Dolomit, Fluorit und Schwerspat enthalten und von denselben Sammlern wie Scheelit gefloatet werden.

Sammler bei der Flotation von Scheeliterzen sind Fettsäuren vom Ölsäuretyp, die bei einer Temperatur von mindestens 18 ... 20 ° C in Form einer in weichem Wasser hergestellten Emulsion eingesetzt werden. Häufig wird Ölsäure in einer heißen Sodalösung im Verhältnis 1:2 verseift, bevor sie dem Prozess zugeführt wird. Anstelle von Ölsäure werden auch Tallöl, Naphthensäuren und dergleichen verwendet.

Es ist sehr schwierig, Scheelit durch Flotation von kalzium-, barium- und eisenoxidhaltigen Erdalkalimineralien zu trennen. Scheelit, Fluorit, Apatit und Calcit enthalten Calciumkationen im Kristallgitter, die für die chemische Sorption des Fettsäuresammlers sorgen. Daher ist eine selektive Flotation dieser Mineralien aus Scheelit innerhalb enger pH-Bereiche unter Verwendung von Drückern wie Flüssigglas, Natriumsilikofluorid, Soda, Schwefel- und Flusssäure möglich.

Die dämpfende Wirkung von Flüssigglas bei der Flotation von kalziumhaltigen Mineralien mit Ölsäure besteht in der Desorption von an der Oberfläche der Mineralien gebildeten Kalziumseifen. Gleichzeitig ändert sich die Schwimmfähigkeit von Scheelit nicht, während sich die Schwimmfähigkeit anderer kalziumhaltiger Mineralien stark verschlechtert. Eine Erhöhung der Temperatur auf 80...85°C reduziert die Kontaktzeit der Pulpe mit einer Lösung aus flüssigem Glas von 16 Stunden auf 30...60 Minuten. Der Flüssigglasverbrauch beträgt ca. 0,7 kg/t. Das in Abb. 220 dargestellte Verfahren der selektiven Scheelit-Flotation nach dem Dampfverfahren mit flüssigem Glas wird als Petrov-Verfahren bezeichnet.

Reis. 220. Schema der Scheelit-Flotation aus Wolfram-Molybdän-Erzen unter Verwendung

Feinabstimmung nach der Petrov-Methode

Das Konzentrat der Haupt-Scheelit-Flotation, die bei einer Temperatur von 20°C in Gegenwart von Ölsäure durchgeführt wird, enthält 4...6 % Wolframtrioxid und 38...45 % Calciumoxid in Form von Calcit, Fluorit und Apatit. Das Konzentrat wird vor dem Dämpfen auf 50–60 % Feststoff eingedickt. Das Dämpfen wird nacheinander in zwei Wannen in einer 3% igen Lösung aus flüssigem Glas bei einer Temperatur von 80 ... 85 ° C für 30 ... 60 Minuten durchgeführt. Nach dem Dämpfen werden Reinigungsvorgänge bei einer Temperatur von 20 ... 25 ° C durchgeführt. Das resultierende Scheelitkonzentrat kann bis zu 63...66 % Wolframtrioxid bei einer Ausbeute von 82...83 % enthalten.