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Bergbau- und Metallurgiekombinat Navoi

Staatliches Bergbauinstitut Navoi

Fakultät für Chemie und Metallurgie

Abteilung für Metallurgie

Erläuterungen

für die Abschlussarbeit

zum Thema: "Auswahl, Begründung und Berechnung der Technologie zur Verarbeitung von Wolfram-Molybdän-Erz"

Absolvent: K. Saifiddinov

Navoi-2014

• Einführung
• 1. Allgemeine Informationen über die Anreicherungsmethoden von Wolframerzen
• 2. Anreicherung von Molybdän-Wolfram-Erzen
• 2. Technologiebereich
• 2.1 Berechnung des Zerkleinerungsschemas mit der Wahl der Ausrüstung
• 2.2 Berechnung des Mahlschemas
• 2.3 Auswahl und Berechnung von SAG-Mühlen
• Verzeichnis der verwendeten Literatur

Einführung

Mineralien sind die Grundlage der Volkswirtschaft, und es gibt keine einzige Branche, in der Mineralien oder Produkte ihrer Verarbeitung nicht verwendet werden.

Bedeutende Mineralreserven vieler Lagerstätten Usbekistans ermöglichen den Aufbau großer hochmechanisierter Bergbau- und Verarbeitungs- und Metallurgieunternehmen, die viele hundert Millionen Tonnen Mineralien mit hohen technischen und wirtschaftlichen Indikatoren fördern und verarbeiten.

Der Bergbau beschäftigt sich mit festen Mineralien, aus denen es nach heutigem Stand der Technik sinnvoll ist, Metalle oder andere mineralische Stoffe zu gewinnen. Die Hauptvoraussetzungen für die Erschließung von Mineralvorkommen sind die Steigerung ihrer Gewinnung aus den Eingeweiden und ihre integrierte Nutzung. Das ist wegen:

- erhebliche Material- und Arbeitskosten bei der Exploration und industriellen Erschließung neuer Lagerstätten;

- der wachsende Bedarf verschiedener Sektoren der Volkswirtschaft an fast allen mineralischen Komponenten, aus denen das Erz besteht;

- die Notwendigkeit, abfallfreie Technologie zu schaffen und dadurch Umweltbelastungen durch Produktionsabfälle zu vermeiden.

Aus diesen Gründen wird die Möglichkeit der industriellen Nutzung einer Lagerstätte nicht nur vom Wert und Inhalt des Minerals, seinen Reserven, der geografischen Lage, den Abbau- und Transportbedingungen, anderen wirtschaftlichen und politischen Faktoren bestimmt, sondern auch von der Verfügbarkeit eines effektiven Minerals Technologie zur Verarbeitung von abgebauten Erzen.

1. Allgemeine Informationen über die Anreicherungsmethoden von Wolframerzen

Wolframerze werden in der Regel in zwei Stufen angereichert - primäre Schwerkraftkonzentration und Veredelung von Rohkonzentraten durch verschiedene Methoden, was durch den niedrigen Wolframgehalt in verarbeiteten Erzen (0,2 - 0,8% WO3) und hohe Qualitätsanforderungen an konditionierte erklärt wird Konzentrate (55 - 65 % WO3), beträgt die Gesamtanreicherung etwa 300 - 600.

Wolframit (Hubnerit und Ferberit) Primärerze und Placer enthalten normalerweise eine Reihe anderer Schwerminerale, daher neigen sie während der primären Anreicherung von Erzen durch Schwerkraft dazu, Sammelkonzentrate zu isolieren, die 5 bis 20 % WO3 sowie Kassiterit enthalten können. Tantalit-Columbit, Magnetit, Sulfide usw. Bei der Veredelung von Sammelkonzentraten müssen konditionierte Monomineralkonzentrate erhalten werden, für die Flotation oder Flotation von Sulfiden, magnetische Trennung von Magnetit in einem schwachen Magnetfeld und in einem stärkeren - Wolframit möglich ist verwendet werden. Es ist möglich, elektrische Trennung, Schwerkraftanreicherung auf Tischen, Flotation von Abfallgesteinsmineralien und andere Verfahren zur Trennung von Mineralien zu verwenden, so dass die fertigen Konzentrate die Anforderungen von GOSTs und technischen Spezifikationen nicht nur in Bezug auf den Inhalt der Basis erfüllen Metall, sondern auch im Hinblick auf den Gehalt an schädlichen Verunreinigungen.

Unter Berücksichtigung der hohen Dichte von Wolframmineralien (6 - 7,5 g / cm 3 ) können Grerfolgreich bei der Anreicherung auf Setzmaschinen, Konzentrationstischen, Schleusen, Düsen- und Schneckenseparatoren usw. mit feiner Verteilung der wertvollen Mineralien eingesetzt werden , Flotation oder eine Kombination von Schwerkraftprozessen mit Flotation. Unter Berücksichtigung der Möglichkeit von Wolframit-Schlämmen bei der Gravitationsanreicherung wird die Flotation als Hilfsverfahren auch bei der Anreicherung von grob disseminierten Wolframit-Erzen zur vollständigeren Gewinnung von Wolfram aus Schlämmen eingesetzt.

Wenn große wolframreiche Wolframstücke oder große Abfallgesteinsstücke im Erz vorhanden sind, kann die Sortierung von Erzen mit einer Korngröße von 150 + 50 mm auf Bandförderern verwendet werden, um reiches klumpiges Konzentrat oder Gesteinsstücke zu trennen, die das verarmen Erz zur Anreicherung geliefert.

Bei der Anreicherung von Scheelit-Erzen wird auch Schwerkraft verwendet, meistens jedoch eine Kombination von Schwerkraftverfahren mit Flotation und Flotationsgravitation oder nur Flotation.

Bei der Sortierung von Scheelit-Erzen kommen Leuchtanlagen zum Einsatz. Scheelit leuchtet bei Bestrahlung mit ultravioletten Strahlen in einem hellblauen Licht, mit dem Sie Scheelit- oder Abfallgesteinsstücke trennen können.

Scheelit ist ein leicht schwimmfähiges Mineral, das sich durch eine hohe Schlammkapazität auszeichnet. Die Gewinnung von Scheelit nimmt mit der Flotationsanreicherung im Vergleich zur Schwerkraft erheblich zu, daher wurde bei der Anreicherung von Scheeliterzen in den GUS-Staaten die Flotation inzwischen in allen Fabriken eingesetzt.

Bei der Flotation von Wolframerzen treten eine Reihe schwieriger technologischer Probleme auf, die je nach stofflicher Zusammensetzung und Zusammengehörigkeit einzelner Mineralien die richtige Lösung erfordern. Bei der Flotation von Wolframit, Hübnerit und Ferberit ist es schwierig, Oxide und Hydroxide von Eisen, Turmalin und anderen Mineralien davon abzutrennen, die ihre Flotationseigenschaften mit Wolframmineralien ausgleichen.

Die Scheelit-Flotation aus Erzen mit kalziumhaltigen Mineralien (Kalzit, Fluorit, Apatit etc.) wird durch anionische Fettsäuresammler durchgeführt, die ihre gute Schwimmfähigkeit mit Kalziumkationen von Scheelit und anderen kalziumhaltigen Mineralien gewährleisten. Die Trennung von Scheelit von kalziumhaltigen Mineralien ist nur unter Verwendung von Reglern wie Flüssigglas, Natriumsilikofluorid, Soda usw. möglich.

2. Anreicherung von Molybdän-Wolfram-Erzen

Auf Tyrnyauzskaya An der Anlage werden Molybdän-Wolfram-Erze der Lagerstätte Tyrnyauz angereichert, die in ihrer stofflichen Zusammensetzung nicht nur wertvolle Mineralien mit sehr feiner Einstreuung, sondern auch Begleitminerale der Gangart enthalten. Erzminerale - Scheelit (Zehntelprozent), Molybdänit (Hundertstelprozent), Powellit, teilweise Ferrimolybdit, Chalkopyrit, Bismuthin, Pyrrhotit, Pyrit, Arsenopyrit. Нерудные минералы - скарны (50-70%), роговики (21-48%), гранит (1 - 12%), мрамор (0,4- 2%), кварц, флюорит, кальцит, апатит (3-10%) usw.

Im oberen Teil der Lagerstätte werden 50–60 % Molybdän durch Powellit und Ferrimolybdit repräsentiert, im unteren Teil nimmt ihr Gehalt auf 10–20 % ab. Scheelit enthält Molybdän als isomorphe Verunreinigung. Der von der Oberfläche oxidierte Molybdänit-Teil ist mit einem Powellit-Film bedeckt. Ein Teil von Molybdän wächst sehr fein mit Molybdoscheelit.

Mehr als 50 % des oxidierten Molybdäns ist mit Scheelit in Form von Einschlüssen von Powellit assoziiert, einem Zersetzungsprodukt der festen Lösung von Ca(W, Mo)O 4 . Ähnliche Formen von Wolfram und Molybdän können nur in einem Sammelkonzentrat mit anschließender Trennung durch ein hydrometallurgisches Verfahren isoliert werden.

Seit 1978 wurde die Erzaufbereitung im Werk komplett neu aufgebaut. Früher wurde das Erz nach der Grobzerkleinerung im Bergwerk in Rollwagen per Seilbahn zur Anlage transportiert. In der Zerkleinerungsabteilung der Fabrik wurde das Erz auf - 12 mm zerkleinert, in Bunker entladen und dann in einer Stufe in Kugelmühlen, die im geschlossenen Kreislauf mit Doppelwendelsichtern arbeiteten, bis zu 60 % der Klasse - 0,074 mm zerkleinert .

Eine neue Erzaufbereitungstechnologie wurde gemeinsam vom Mekhanobr-Institut und der Anlage entwickelt und im August 1978 in Betrieb genommen.

Das Erzaufbereitungsschema sieht eine grobe Zerkleinerung des Ausgangserzes bis zu -350 mm, eine Siebung nach der Klasse von 74 mm, eine getrennte Lagerung jeder Klasse in Bunkern vor, um die Zufuhr von großen und kleinen Erzklassen genauer steuern zu können die Selbstmühle.

Das Selbstmahlen von grob zerkleinertem Erz (-350 mm) erfolgt in Mühlen vom Typ "Cascade" mit einem Durchmesser von 7 m (MMS-70X X23) mit zusätzlicher Mahlung der grobkörnigen Fraktion auf 62% der Klasse - 0,074 mm in Mühlen MSHR-3600X5000, die in einem geschlossenen Kreislauf mit Einzelschneckensichtern 1KSN-3 arbeiten und in einem neuen Gebäude an einem Berghang auf etwa 2000 m über dem Meeresspiegel zwischen der Mine und der in Betrieb befindlichen Fabrik aufgestellt wurden.

Die Zuführung des Fertigproduktes vom Selbstmahlkörper zur Flotation erfolgt durch hydraulischen Transport. Die Hydrotransportroute ist ein einzigartiges Ingenieurbauwerk, das den Transport von Gülle in einem Höhenunterschied von mehr als 600 m sicherstellt und aus zwei Rohrleitungen mit einem Durchmesser von 630 mm und einer Länge von 1750 m besteht, die mit Schwallbrunnen mit einem Durchmesser von ausgestattet sind 1620 mm und einer Höhe von 5 m (126 Brunnen für jede Pipeline).

Der Einsatz eines hydraulischen Transportsystems ermöglichte die Liquidation der Güterseilbahnwerkstatt, des Mittel- und Feinzerkleinerungsgebäudes und der MShR-3200X2100-Mühlen im Verarbeitungsbetrieb. Im Hauptgebäude der Fabrik wurden zwei Hauptflotationsabschnitte, neue Abteilungen für die Scheelit- und Molybdänveredelung, eine Flüssigglasschmelze und Kgebaut und in Betrieb genommen. Durch den Einbau von Eindickern mit einem Durchmesser von 30 m wurde die Eindickfront von groben Flotationskonzentraten und Mittelabfällen deutlich erweitert, was es ermöglicht, Verluste mit Eindickdränen zu reduzieren.

Neu in Betrieb genommene Anlagen sind mit modernen Prozessleitsystemen und dezentralen Automatisierungssystemen ausgestattet. So arbeitet im selbstschleifenden Gebäude ein automatisiertes Steuerungssystem im direkten Steuerungsmodus auf der Basis von M-6000-Computern. Im Hauptgebäude wurde ein System zur zentralen Kontrolle der Stoffzusammensetzung des Zellstoffs mit den Röntgenspektrumanalysatoren KRF-17 und KRF-18 in Kombination mit einem Computer M-6000 eingeführt. Ein automatisiertes System zur Probenahme und Zustellung von Proben (per Rohrpost) an das Expresslabor wurde beherrscht, vom Computerkomplex KM-2101 gesteuert und Analysen an ein Fernschreibgerät ausgegeben.

Eine der schwierigsten Verarbeitungsstufen – die Feinabstimmung von Rohscheelit-Konzentraten nach der Methode von N. S. Petrov – ist mit einem automatischen Steuer- und Managementsystem ausgestattet, das entweder im „Berater“-Modus für den Flotationsbetreiber oder im „Berater“-Modus arbeiten kann direkter Prozesssteuerungsmodus, Einstellen des Suppressorflusses (Flüssigglas), des Zellstoffniveaus in Reinigungsvorgängen und anderer Prozessparameter.

Der Sulfidmineralien-Flotationskreislauf ist mit automatischen Steuer- und Dosiersystemen für den Sammler (Butylxanthogenat) und den Suppressor (Natriumsulfid) im Kupfer-Molybdän-Flotationskreislauf ausgestattet. Die Systeme arbeiten mit ionenselektiven Elektroden als Sensoren.

Im Zusammenhang mit der Erhöhung des Produktionsvolumens stellte die Fabrik auf die Verarbeitung neuer Erzsorten um, die sich durch einen geringeren Gehalt einiger Metalle und einen höheren Oxidationsgrad auszeichnen. Dies erforderte die Verbesserung des Reagensmodus der Flotation von Sulfid-oxidierten Erzen. Insbesondere im Sulfidkreislauf wurde eine fortschrittliche technologische Lösung verwendet - eine Kombination aus zwei aktiven und selektiven Arten von Schaumkonzentraten. Als aktives Schaummittel werden Reagenzien verwendet, die Terpenalkohole enthalten, und als selektives Mittel ein neues LS-Reagenz, das für die Anreicherung von Mehrkomponentenerzen, hauptsächlich Tyrnyauz-Erzen, entwickelt wurde.

Im Kreislauf der Flotation oxidierter Mineralien durch Fettsäuresammler werden intensivierende Zusätze eines Modifizierungsreagens auf Basis von Carbonsäuren mit niedrigem Molekulargewicht verwendet. Um die Flotationseigenschaften des Zellstoffs von zirkulierenden Futtermitteln zu verbessern, wurde eine Regulierung ihrer Ionenzusammensetzung eingeführt. Die Methoden der chemischen Raffination von Konzentraten haben eine breitere Anwendung gefunden.

Von der Selbstmahlmühle geht das Erz zur Siebung. Klasse +4 mm wird in einer Kugelmühle nachgemahlen. Der Mühlenauslauf und das Untersiebprodukt (-4 mm) werden in I und II klassifiziert.

Der Kugelmühle werden 690 g/t Soda und 5 g/t Transformatorenöl zugeführt. Der Sichterablauf gelangt in die Molybdänhauptflotation, wo 0,5 g/t Xanthogenat und 46 g/t Terpineol zugeführt werden. Nach der Reinigung von Flotation I und II wird Molybdänkonzentrat (1,2–1,5 % Mo) mit Flüssigglas (12 g/t) bei 50–70 °C bedampft, Flotation III gereinigt und auf 95–98 % Klasse – 0,074 erneut gemahlen mm mit der Lieferung von 3 g/t Natriumcyanid und 6 g/t Flüssigglas.

Das fertige Molybdänkonzentrat enthält etwa 48 % Mo, 0,1 % Cu und 0,5 % WO 3 bei einer Mo-Gewinnung von 50 %. Die Tailings der Kontrollflotationen der Reinigungsoperationen III und IV werden eingedickt und unter Zuführung von 0,2 g/t Xanthogenat und 2 g/t Kerosin der Kupfer-Molybdän-Flotation zugeführt. Das zweimal gereinigte Kupfer-Molybdän-Konzentrat wird nach dem Dämpfen mit Natriumsulfid in die selektive Flotation geleitet, wo ein Kupferkonzentrat mit 8–10 % Cu (bei einer Extraktion von etwa 45 %), 0,2 % My 0,8 % Bi freigesetzt wird.

Die Nachläufe der Kontroll-Molybdänflotation, die bis zu 0,2 % WO 3 enthalten, werden der Scheelit-Flotation zugeführt, die nach einem sehr verzweigten und komplexen Schema durchgeführt wird. Nach Vermischung mit Flüssigglas (350 g/t) erfolgt die Scheelit-Hauptflotation mit Natriumoleat (40 g/t). Nach der ersten Reinigungsflotation und Eindickung auf 60 % festes Scheelitkonzentrat wird es mit Flüssigglas (1600 g/t) bei 80-90 °C bedampft. Weiterhin wird das Konzentrat noch zweimal gereinigt und erneut bei 90–95 °C mit Flüssigglas (280 g/t) gedämpft und erneut dreimal gereinigt.

2. Technologiebereich

2.1 Berechnung des Zerkleinerungsschemas mit der Wahl der Ausrüstung

Die geplante Konzentrationsanlage ist für die Verarbeitung molybdänhaltiger Wolframerze vorgesehen.

Erz mittlerer Größe (f=12±14 Einheiten auf der Skala von Professor Protodyakonov) hat eine Dichte von c = 2,7 t/m 3 , es kommt mit einem Feuchtigkeitsgehalt von 1,5 % in die Fabrik. Maximales Stück d=1000 mm.

In Bezug auf die Produktivität gehört der Verarbeitungsbetrieb gemäß der internationalen Klassifizierung zur Kategorie der mittleren Produktivität (Tabelle 4/2/) - zur Gruppe C.

Zum Werk Erz D max . =1000 mm wird aus Tagebau geliefert.

1. Bestimmen Sie die Produktivität des Grobbrechers. Wir berechnen die Wertentwicklung nach Razumov K.A. 1, S. 39-40. Das Projekt sah die Lieferung von Erz an 259 Tagen im Jahr in 2 Schichten von 7 Stunden an 5 Tagen in der Woche vor.

Erzhärtefaktor /2/

wo: Q c. Sonstiges - tägliche Produktivität der Brechanlage, t/Tag

Koeffizient unter Berücksichtigung der ungleichmäßigen Eigenschaften von Rohstoffen /2/

wobei: Q h..c. dr - stündliche Produktivität der Brechanlage, t/h

k n - Koeffizient unter Berücksichtigung der ungleichmäßigen Eigenschaften von Rohstoffen,

n Tage - die geschätzte Anzahl von Arbeitstagen in einem Jahr,

n cm - Anzahl der Schichten pro Tag,

t cm - Schichtdauer,

k" - Berechnungsfaktor der Erzhärte,

Berechnung des Jahresarbeitszeitfonds:

C \u003d (n Tage n cm t cm) \u003d 259 2 5 \u003d 2590 (3)

Nutzung im Laufe der Zeit:

k in \u003d 2590/8760 \u003d 0,29 KE = 29 %

2. Berechnung des Zerkleinerungsschemas. Wir führen die Berechnung nach Seite 68-78 2 durch.

Laut Auftrag beträgt der Feuchtigkeitsgehalt des Ausgangserzes 1,5 %, d.h. e.

Berechnungsverfahren:

1. Bestimmen Sie den Zerkleinerungsgrad

2. Wir akzeptieren den Zerkleinerungsgrad.

3. Bestimmen Sie die maximale Produktgröße nach dem Zerkleinern:

4. Bestimmen wir die Breite der Entladespalte des Brechers, wobei wir gemäß den typischen Eigenschaften Z - Vergröberung des zerkleinerten Produkts im Verhältnis zur Größe des Entladespalts nehmen.

5. Überprüfen Sie die Übereinstimmung des ausgewählten Zerkleinerungsschemas mit der hergestellten Ausrüstung.

Die Anforderungen, die Brecher erfüllen müssen, sind in Tabelle 1 aufgeführt.

Tabelle 1

Je nach Breite der Einzugsöffnung und Einstellbereich des Austragsspalts eignen sich Brecher der Marke ShchDP 12X15.

Berechnen wir die Leistung des Brechers nach der Formel (109/2/):

Q-Katze. \u003d m 3 / h

Q-Fraktion. = Q Kat. · mit n · k f · k cr. au. k c, m 3 / h (7)

wo c n - Schüttdichte von Erz = 1,6 t / m 3,

Q-Katze. - Passbrecherleistung, m 3 / h

k f . , k au. , k kr, k c - Korrekturfaktoren für Härte (Brechbarkeit), Schüttdichte, Feinheit und Feuchtigkeitsgehalt des Erzes.

Der Wert der Koeffizienten ergibt sich aus der Tabelle k f = 1,6; k cr = 1,05; au. =1 %;

Q-Katze. \u003d S pr. / S n Q n \u003d 125 / 155 310? 250 m3/h

Finden wir die tatsächliche Leistung des Brechers für die vom Projekt definierten Bedingungen:

Q-Fraktion. = 250 1,6 1,00 1,05 1 1 = 420 t/h

Basierend auf den Ergebnissen der Berechnung bestimmen wir die Anzahl der Brecher:

Wir akzeptieren für die Installation ShchDP 12 x 15 - 1 Stck.

2.2 Berechnung des Mahlschemas

Das im Projekt gewählte Mahlschema ist eine Art VA Razumov K.A. Seite 86.

Berechnungsverfahren:

1. Bestimmen Sie die Stundenproduktivität der Schleiferei , das ist eigentlich die stündliche Produktivität der gesamten Fabrik, da die Schleiferei das Hauptgebäude der Erzaufbereitung ist:

wobei 343 die Anzahl der Arbeitstage in einem Jahr ist

24 - ununterbrochene Arbeitswoche 3 Schichten von 8 Stunden (3х8=24 Stunden)

K in - Koeffizient der Geräteauslastung

K n - Koeffizient unter Berücksichtigung der ungleichmäßigen Eigenschaften von Rohstoffen

Wir akzeptieren: K in \u003d 0,9 K n \u003d 1,0

Das Lager für grob gebrochenes Erz bietet eine Erzversorgung für zwei Tage:

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

Wir akzeptieren Ausgangsdaten

Betrachten wir die Verflüssigung im Abfluss- und Klassifizierungssand:

R 10 \u003d 3 R 11 \u003d 0,28

(R 13 aus Reihe 2 Seite 262 je nach Pflaumengröße)

in 1 -0,074 \u003d 10% - Klassengehalt - 0,074 mm in zerkleinertem Erz

in 10 -0,074 \u003d 80% - der Inhalt der Klasse beträgt 0,074 mm im Klassifizierungsablauf.

Als optimale Umlauflast nehmen wir C opt = 200 % an.

Berechnungsverfahren:

Die Mahlstufen I und II sind durch ein Diagramm vom Typ BA S. 86 Abb. 1 dargestellt. 23.

Die Berechnung von Schema B reduziert sich auf die Bestimmung der Gewichte der Produkte 2 und 5 (Produktausbeuten werden durch die allgemeine Formel ermittelt r n \u003d Q n: Q 1)

Q 7 \u003d Q 1 C opt \u003d 134,9 2 \u003d 269,8 t / h;

Q 4 \u003d Q 5 \u003d Q 3 + Q 7 \u003d 404,7 t / h;

g 4 \u003d g 5 \u003d 300%;

g 3 \u003d g 6 \u003d 100%

Wir führen die Berechnung nach Razumov K.A. 1 S. 107-108.

1. Berechnung von Schema A

Q 8 \u003d Q 10; Q 11 \u003d Q 12;

Q 9 \u003d Q 8 + Q 12 \u003d 134,88 + 89,26 \u003d 224,14 t / h

g 1 \u003d 100%; g 8 \u003d g 10 \u003d 99,987 %;

g 11 \u003d g 12 \u003d Q 12: Q 1 \u003d 89,26: 134,88 \u003d 66,2%;

g 9 \u003d Q 9: Q 1 \u003d 224,14: 134,88 \u003d 166,17 %

Technologisches Schema des ObogscheniaMolybdän-Wolfram-Erze.

BerechnungAnqualitativ-quantitatives Schema.

Ausgangsdaten zur Berechnung qualitativ-quantitativer Schematas.

Extraktion von Wolfram in das Endkonzentrat - e Wolfram 17 = 68 %

Gewinnung von Wolfram im Sammelkonzentrat - e Wolfram 15 = 86 %

Extraktion von Wolfram in Molybdänkonzentrat - e Wolfram 21 = 4 %

Extraktion von Molybdän im Endkonzentrat - e Mo 21 = 77 %

Rückgewinnung von Molybdän im Rückstand der Wolframflotation - e Mo 18 = 98 %

Rückgewinnung von Molybdän im Kontrollflotationskonzentrat - e Mo 19 = 18 %

Extraktion von Molybdän im Sammelkonzentrat - e Mo 15 \u003d 104%

Die Ausgabe des gesammelten Konzentrats - g 15 = 36%

Die Ausgabe von Wolframkonzentrat - g 17 = 14%

Die Ausgabe von Molybdänkonzentrat - g 21 \u003d 15%

Die Leistung des Konzentrats der Kontrollflotation - g 19 = 28%

Bestimmen Sie die Ausbeute an Anreicherungsprodukten

G 18 = g 15 - G 17 =36-14=22%

G 22 = g 18 - G 21 =22-15=7%

G 14 = g 13 + g 19 + g 22 =100+28+7=135%

G 16 = g 14 - G 15 =135-36=99%

G 20 = g 16 - G 19 =99-28=71%

Bestimmen Sie die Masse der Anreicherungsprodukte

Q 13 = 127,89 t/h

Q 1 4 = Q 13 XG 14 = 127,89 x 1,35 = 172,6 t/h

Q 1 5 = Q 13 XG 15 = 127,89 x 0,36 = 46,0 t/h

Q 1 6 = Q 13 XG 16 = 127,89 x 0,99 = 126,6 t/h

Q 1 7 = Q 13 XG 17 = 127,89 x 0,14 = 17,9 t/h

Q 1 8 = Q 13 XG 18 = 127,89 x 0,22 = 28,1 t/h

Q 1 9 = Q 13 XG 19 = 127,89 x 0,28 = 35,8 t/h

Q 20 = Q 13 XG 20 = 127,89 x 0,71 = 90,8 t/h

Q 21 = Q 13 XG 21 = 127,89 x 0,15 = 19,1 t/h

Q 22 = Q 13 XG 22 = 127,89 x 0,07 = 8,9 t/h

Bestimmen Sie die Extraktion von Anreicherungsprodukten

Für Wolfram

e Wolfram 13 =100 %

e Wolfram 18 = z Wolfram 15 - z Wolfram 17 =86-68=28 %

e Wolfram 22 = z Wolfram 18 - z Wolfram 21 =28-14=14 %

e Wolfram 14 = z Wolfram 13 + z Wolfram 22 + z Wolfram 19 =100+14+10=124 %

e Wolfram 16 = z Wolfram 14 - z Wolfram 15 =124-86=38%

e Wolfram 20 = z Wolfram 13 - z Wolfram 17 + z Wolfram 21 =100 - 68+4=28%

e Wolfram 19 = z Wolfram 16 - z Wolfram 20 =38-28=10 %

für Molybdän

e Mo 13 =100%

e Mo 22 = z Mo 18 - z Mo 21 =98-77=11 %

e Mo 14 = z Mo 13 + z Mo 22 + z Mo 19 =100+11+18=129 %

e Mo 16 = z Mo 14 - z Mo 15 =129-94=35 %

e Mo 17 = z Mo 15 - z Mo 18 =104-98=6%

e Mo 20 = z Mo 13 - z Mo 17 + z Mo 21 =100 - 6+77=17%

e Mo 19 = z Mo 16 - z Mo 20 =35-17=18%

Bestimmen Sie die Menge an Metallen im Produkt Oh Anreicherung

Für Wolfram

14 \u003d 124 x 0,5 / 135 \u003d 0,46 %

15 \u003d 86x0,5 / 36 \u003d 1,19%

16 \u003d 38 x 0,5 / 99 \u003d 0,19 %

17 \u003d 68 x 0,5 / 14 \u003d 2,43 %

18 \u003d 28 x 0,5 / 22 \u003d 0,64 %

19 \u003d 10 x 0,5 / 28 \u003d 0,18 %

20 \u003d 28 x 0,5 / 71 \u003d 0,2 %

21 \u003d 14 x 0,5 / 15 \u003d 0,46 %

22 \u003d 14 x 0,5 / 7 \u003d 1%

Für Molybdän

14 \u003d 129 x 0,04 / 135 \u003d 0,04 %

15 \u003d 94x0,04 / 36 \u003d 0,1%

16 \u003d 35 x 0,04 / 99 \u003d 0,01 %

17 \u003d 6 x 0,04 / 14 \u003d 0,017 %

18 \u003d 98 x 0,04 / 22 \u003d 0,18 %

19 \u003d 18 x 0,04 / 28 \u003d 0,025 %

20 \u003d 17 x 0,04 / 71 \u003d 0,009 %

21 \u003d 77 x 0,04 / 15 \u003d 0,2 %

22 \u003d 11 x 0,04 / 7 \u003d 0,06 %

Tabelle 3. Tabelle des qualitativ-quantitativen Anreicherungsschemas

Vorgangsnummer Prod.		Q, t/Std	, %	Kupfer , %	Kupfer , %	Zink , %	Zink , %
ich	Mahlstufe I
	ankommt
	zerkleinertes Erz
	herauskommen
	zerkleinertes Erz
II	Einstufung
	ankommt
	Izmelbchennstes Produkt ichKunst. Mahlen
	Izmelbchennstes Produkt II st .Mahlen
	herauskommen
	Abfluss
	Sand
III	Schleifen I ich Bühne
	ankommt
	Sandklassifizierung
	herauskommen
	zerquetschtstes Produkt
IV	Kollektiv Wo 3 -Mo Flotation
	ankommt
	Abflussklassifizierung
	SchwänzeMo Flotationund
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs
v	Flotation kontrollieren
	ankommt
	Schwanzkollektiver Börsengang
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs
VI	Wolfram Flotation
	ankommt
	Konzentrierenkollektiver Börsengang
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs
	Mo Flotation
	ankommt
	Schwanzs Wo 3 Flotation
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs

Berechnung des Wasser-Schlamm-Schemas .

Der Zweck der Berechnung des Wasser-Schlamm-Schemas ist: optimale W:T-Verhältnisse im Betrieb des Schemas sicherzustellen; Bestimmung der Wassermenge, die während des Betriebs zugesetzt oder umgekehrt während des Entwässerungsvorgangs aus den Produkten freigesetzt wird; Bestimmung der Beziehungen W:T in den Produkten des Schemas; Ermittlung des Gesamtwasserbedarfs und des spezifischen Wasserverbrauchs pro Tonne aufbereitetes Erz.

Um hohe technologische Indikatoren für die Erzverarbeitung zu erhalten, muss jeder Vorgang des technologischen Schemas bei optimalen Werten des L:T-Verhältnisses durchgeführt werden. Diese Werte werden auf der Grundlage von Erzwaschbarkeitstests und Betriebspraktiken von in Betrieb befindlichen Verarbeitungsanlagen ermittelt.

Der relativ niedrige spezifische Wasserverbrauch pro Tonne aufbereitetes Erz erklärt sich durch das Vorhandensein eines werksinternen Wasserkreislaufs in der zu planenden Anlage, da Eindickerüberläufe in den Mahl-Klassier-Kreislauf eingespeist werden. Der Wasserverbrauch für Fußbodenspülungen, Waschgeräte und andere Zwecke beträgt 10-15 % des Gesamtverbrauchs.

Tabelle 3. Tabelle des qualitativ-quantitativen Anreicherungsschemas.

öffne nein.Walkie-Talkies	Name der Betriebe und Produkte	Q, t/Std	, %	R	W
ich	Mahlstufe I
	ankommt
	zerkleinertes Erz			0 , 0 25
	herauskommen
	zerkleinertes Erz
II	Einstufung
	ankommt
	Izmelbchennstes Produkt ichKunst. Mahlen
	Izmelbchennstes Produkt II st .Mahlen
	herauskommen
	Abfluss
	Sand
III	Schleifen I ich Bühne
	ankommt
	Sandklassifizierung
	herauskommen
	zerquetschtstes Produkt
IV	Kollektiv Wo 3 -Mo Flotation
	ankommt
	Abflussklassifizierung
	Flotationskonzentrat kontrollieren
	Mo Schwänze Flotationund
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs
v	Flotation kontrollieren
	ankommt
	Schwanzkollektiver Börsengang
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs
VI	Wolfram Flotation
	Tritt ein
	Konzentrierenkollektiver Börsengang
	herauskommen
	Konzentrieren
	Schwanzs
	Mo Flotation
	Tritt ein
	Schwanzs WolframFlotation
	herauskommen
	konzentrieren
	Schwanzs

Auswahl und Berechnung des Brechers.

Die Wahl des Brechertyps und der Brechergröße hängt von den physikalischen Eigenschaften des Erzes, der erforderlichen Brecherkapazität, der Größe des zerkleinerten Produkts und der Härte des Erzes ab.

Wolfram-Molybdän-Erz ist in Bezug auf die Festigkeit ein Erz mittlerer Festigkeit.

Die maximale Größe eines Erzstücks, das in den Brechvorgang eintritt, beträgt 1000 mm.

Zum Zerkleinern des aus der Mine kommenden Erzes akzeptiere ich einen Backenbrecher mit einfachem Schwingen der Backe SHDP 12x15 zum Einbau. *

Brecherleistung, Q ist gleich:

Q \u003d q * L * ich, t / h,

wo q - spezifische Produktivität eines Backenbrechers pro 1 cm 2 Austragsschlitzfläche, t/(cm 2 * h);

L ist die Länge des Entladespalts des Backenbrechers, cm;

i - Breite des Austrittsschlitzes, siehe /4/

Gemäß der Praxis der Brechabteilung der Konzentrationsanlage beträgt die spezifische Produktivität des Backenbrechers 0,13 t/cm 2 *Stunde.

Die Leistung eines Backenbrechers wird bestimmt durch:

Q= 0,13*150*15,5 = 302,25 t/h.

Der zur Installation angenommene Brecher liefert die angegebene Produktivität für Erz.

Die maximale Größe eines Stücks in der Brecherbeschickung beträgt:

120 * 0,8 = 96 cm.

Auswahl und Berechnung des Rostsiebes

Vor dem Brecher ist ein Rost von 95 cm (950 mm) installiert.

Die erforderliche Siebfläche ergibt sich aus der Formel:

wobei Q* - Produktivität, t/h;

a - Koeffizient gleich der Breite des Spalts zwischen dem Rost, mm. /5/ Die Breite des Rostsiebes beträgt je nach Auslegungsbedingung 2,7 m, die Länge 4,5 m.

Die Praxis der Zerkleinerungsabteilung der Fabrik zeigt, dass das aus dem Steinbruch gelieferte Erz etwa 4,5 % Stücke enthält, die größer als 950 mm sind. Stücke dieser Größe werden mit einem Frontlader zum Erzlager geliefert, dort zerkleinert und erneut mit einem Lader dem Rostsieb zugeführt.

2.3 Auswahl und Berechnung von SAG-Mühlen

In letzter Zeit werden bei der Verarbeitung von goldhaltigen Erzen in der Welt und in der heimischen Praxis in der ersten Mahlstufe halbautogene Mahlmühlen mit anschließender Cyanidierung immer häufiger. In diesem Fall wird der Verlust von Gold mit Eisenschrott und -spänen ausgeschlossen, der Cyanidverbrauch während der Cyanidierung reduziert und die hygienischen Bedingungen bei der Arbeit an Quarzsilikaterzen verbessert. Daher akzeptiere ich eine halbautogene Mahlmühle (SAG) zum Einbau in die erste Mahlstufe.

1. Wir finden die spezifische Produktivität für die neu gebildete Klasse der Betriebsmühle PSI, t / (m 3 * h):

wobei Q die Produktivität der in Betrieb befindlichen Mühle ist, t/h;

- der Inhalt der Klasse -0,074 mm im Austrag der Mühle, %;

- der Inhalt der Klasse -0,074 mm im Originalprodukt, %;

D - Durchmesser der in Betrieb befindlichen Mühle, m;

L ist die Länge der in Betrieb befindlichen Mühle, m.

2. Wir bestimmen die spezifische Produktivität der entworfenen Mühle gemäß der neu gebildeten Klasse:

wobei q 1 die spezifische Produktivität einer arbeitenden Mühle für dieselbe Klasse ist;

Koeffizient K und - unter Berücksichtigung der Unterschiede in der Mahlbarkeit des für die Verarbeitung bestimmten Erzes und des verarbeiteten Erzes (Ki=1);

K k ist ein Koeffizient, der den Unterschied in der Größe der anfänglichen und endgültigen Mahlprodukte in den bestehenden und geplanten Fabriken berücksichtigt (K k = 1);

K D - Koeffizient unter Berücksichtigung des Unterschieds in den Durchmessern der Trommeln der konstruierten und in Betrieb befindlichen Mühlen:

K D = ,

wo D und D 1 bzw. die Nenndurchmesser der Trommeln, die für die Installation und den Betrieb von Mühlen ausgelegt sind. (K D = 1,1);

K t - Koeffizient unter Berücksichtigung von Unterschieden in der Art der konstruierten und betriebenen Mühlen (Kt=1).

q \u003d 0,77 * 1 * 1 * 1,1 * 1 \u003d 0,85 t / (m 3 * h).

Ich akzeptiere zur Installation die Selbstmühle "Kaskad" mit einem Durchmesser von 7 m und einer Länge von 2,3 m mit einem Arbeitsvolumen von 81,05 m 3

3. Wir bestimmen die Produktivität von Mühlen für Erz nach der Formel:

wobei V das Arbeitsvolumen der Mühle ist. /4/

4. Bestimmen Sie die geschätzte Anzahl der Mühlen:

n – 101/125,72 = 0,8;

dann ist der akzeptierte Wert gleich 1 . Mühle "Kaskad" bietet die angegebene Leistung.

Bildschirmauswahl und Berechnung II Screening-Stufen .

Entleeren von Halbselbstmühlen durch Pumpen...

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Auswahl und Berechnung der wichtigsten technologischen Ausrüstung für die Verarbeitung von mineralischen Rohstoffen, Feeder. Berechnung von Sieboperationen. Auswahl und Begründung der Menge der Grundausstattung, ihrer technischen Eigenschaften, Zweck und Hauptfunktionen.

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 Kosten für Ersatzteile, die angesichts der Entfernung der Produktion von Erzeugungsanlagen 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 Entfernung des Herstellers 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. ein.

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 erfolgte in einem Arbeitsgang, die anfallenden Produkte wurden nach dem Schema der betriebenen Anreicherungsanlage weitergeschickt und die Probenahme direkt aus dem Anreicherungsprozess ohne Betriebsunterbrechung der Anlage durchgeführt. Die Indikatoren der halbindustriellen Tests sind in der Tabelle dargestellt. 2.

Tabelle 2. Ergebnisse vergleichender halbtechnischer Versuche von Schneckenapparaten und Zentrifugalkonzentratorenknelson

Indikatoren	Quellenfutter	Konzentrieren
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 %),

Die wichtigsten Wolframminerale sind Scheelit, Hübnerit und Wolframit. Abhängig von der Art der Mineralien können Erze in zwei Arten unterteilt werden; Scheelit und Wolframit (Hübnerit).
Scheelit-Erze in Russland und teilweise auch im Ausland werden durch Flotation angereichert. In Russland wurde der Prozess der Flotation von Scheelit-Erzen im industriellen Maßstab vor dem Zweiten Weltkrieg in der Fabrik Tyrny-Auz durchgeführt. Diese Fabrik verarbeitet sehr komplexe Molybdän-Scheelit-Erze, die eine Reihe von Calciummineralien (Calcit, Fluorit, Apatit) enthalten. Calciummineralien, wie Scheelit, werden mit Ölsäure gefloatet, die Vertiefung von Calcit und Fluorit wird durch Einmischen in eine flüssige Glaslösung ohne Erhitzen (langer Kontakt) oder mit Erhitzen, wie im Werk Tyrny-Auz, hergestellt. Anstelle von Ölsäure werden Tallölfraktionen sowie Säuren aus Pflanzenölen (Reagenzien 708, 710 usw.) allein oder in Mischung mit Ölsäure verwendet.

Ein typisches Schema der Scheelit-Erzflotation ist in Abb. 1 dargestellt. 38. Nach diesem Schema ist es möglich, Calcit und Fluorit zu entfernen und Konzentrate zu erhalten, die hinsichtlich Wolframtrioxid konditioniert sind. Ho-Apatit verbleibt noch in einer solchen Menge, dass der Phosphorgehalt im Konzentrat über der Norm liegt. Überschüssiger Phosphor wird durch Auflösen von Apatit in schwacher Salzsäure entfernt. Der Säureverbrauch ist abhängig vom Gehalt an Calciumcarbonat im Konzentrat und beträgt 0,5-5 g Säure pro Tonne WO3.
Bei der Säurelaugung wird ein Teil des Scheelits sowie Powellits gelöst und dann aus der Lösung in Form von CaWO4 + CaMoO4 und anderen Verunreinigungen ausgefällt. Das resultierende schmutzige Sediment wird dann nach dem Verfahren von I.N. Maslenizki.
Aufgrund der Schwierigkeit, ein konditioniertes Wolframkonzentrat zu erhalten, stellen viele Fabriken im Ausland zwei Produkte her: ein reichhaltiges Konzentrat und ein schlechtes für die hydrometallurgische Verarbeitung zu Calciumwolframat nach dem von Mekhanobre I.N. entwickelten Verfahren. Maslenitsky, - Auslaugen mit Soda in einem Autoklaven unter Druck mit Überführung in eine Lösung in Form von CaWO4, gefolgt von Reinigung der Lösung und Ausfällung von CaWO4. In einigen Fällen wird bei grob verteiltem Scheelit die Veredelung von Flotationskonzentraten auf Tischen durchgeführt.
Aus Erzen mit nennenswertem CaF2-Gehalt ist die Gewinnung von Scheelit im Ausland durch Flotation nicht beherrscht. Solche Erze werden zum Beispiel in Schweden auf Tischen angereichert. Mit Fluorit im Flotationskonzentrat mitgeführter Scheelit wird dann aus diesem Konzentrat auf einem Tisch zurückgewonnen.
In Fabriken in Russland werden Scheelit-Erze durch Flotation angereichert, um konditionierte Konzentrate zu erhalten.
Im Werk Tyrny-Auz wird Erz mit einem Gehalt von 0,2 % WO3 verwendet, um Konzentrate mit einem Gehalt von 6о % WO3 mit einer Extraktion von 82 % herzustellen. In der Anlage Chorukh-Dairon werden mit dem gleichen Erz in Bezug auf den VVO3-Gehalt 72 % WO3 in Konzentraten mit einer Extraktion von 78,4 % gewonnen; in der Koitash-Anlage werden mit Erz mit 0,46 % WO3 im Konzentrat 72,6 % WO3 mit einer WO3-Ausbeute von 85,2 % erhalten; im Werk Lyangar im Erz 0,124 %, in Konzentraten - 72 % mit einer Extraktion von 81,3 % WO3. Eine zusätzliche Abtrennung von Schlechtprodukten ist durch Reduzierung der Verluste im Tailings möglich. Wenn im Erz Sulfide vorhanden sind, werden sie in allen Fällen vor der Scheelit-Flotation isoliert.
Den Material- und Energieverbrauch verdeutlichen folgende Daten in kg/t:

Wolframit (Hübnerit)-Erze werden ausschließlich durch Schwerkraftverfahren angereichert. Einige Erze mit ungleichmäßiger und grobkörniger Verbreitung, wie das Bukuki-Erz (Transbaikalien), können in schweren Suspensionen vorangereichert werden, wobei bei einer Feinheit von -26 + 3 MM etwa 60 % des Abfallgesteins mit einem Gehalt von nicht mehr abgetrennt werden als 0,03 % WO3.
Bei einer relativ geringen Produktivität der Fabriken (nicht mehr als 1000 Tonnen / Tag) wird jedoch die erste Stufe der Anreicherung in Setzmaschinen durchgeführt, üblicherweise ab einer Partikelgröße von etwa 10 mm bei grob verteilten Erzen. In neuen modernen Schemata werden neben Setzmaschinen und Tischen auch Humphrey-Schneckenseparatoren verwendet, die einige der Tische durch sie ersetzen.
Das progressive Schema der Anreicherung von Wolframerzen ist in Abb. 1 dargestellt. 39.
Die Veredelung von Wolframkonzentraten hängt von ihrer Zusammensetzung ab.

Sulfide aus Konzentraten, die dünner als 2 mm sind, werden durch Flotationsgravitation isoliert: Konzentrate werden nach dem Mischen mit Säure und Flotationsreagenzien (Xanthogenat, Öle) zu einer Konzentrationstabelle geleitet; das resultierende CO-Tafelkonzentrat wird getrocknet und einer magnetischen Separation unterzogen. Das grobkörnige Konzentrat wird vorzerkleinert. Sulfide aus Feinkonzentraten aus Gülletabellen werden durch Schaumflotation isoliert.
Wenn viele Sulfide vorhanden sind, ist es ratsam, sie vor der Anreicherung auf den Tischen vom Hydrozyklonabfluss (oder Klassierer) abzutrennen. Dadurch werden die Bedingungen für die Abscheidung von Wolframit auf den Tischen und während der Konzentratveredelung verbessert.
Typischerweise enthalten grobe Konzentrate vor der Veredelung etwa 30 % WO3 mit einer Rückgewinnung von bis zu 85 %. Zur Veranschaulichung in der Tabelle. 86 zeigt einige Daten über Fabriken.

Bei der Gravitationsanreicherung von Wolframiterzen (Hubnerit, Ferberit) aus Schlämmen, die dünner als 50 Mikrometer sind, ist die Extraktion sehr gering und die Verluste im Schleimteil sind erheblich (10-15% des Gehalts im Erz).
Aus Schlämmen kann durch Flotation mit Fettsäuren bei pH = 10 zusätzliches WO3 in magere Produkte zurückgewonnen werden, die 7–15 % WO3 enthalten. Diese Produkte sind für die hydrometallurgische Verarbeitung geeignet.
Wolframit (Hübnerit)-Erze enthalten eine gewisse Menge an Nichteisen-, Selten- und Edelmetallen. Einige von ihnen gehen während der Gravitationsanreicherung in Gravitationskonzentrate über und werden zur Veredelung von Tailings überführt. Molybdän-, Wismut-Blei-, Blei-Kupfer-Silber-, Zink- (sie enthalten Cadmium, Indium) und Pyritkonzentrate können durch selektive Flotation aus Sulfidrückständen sowie aus Schlamm isoliert werden, und das Wolframprodukt kann auch zusätzlich isoliert werden.

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Wolfram ist das feuerfesteste Metall mit einem Schmelzpunkt von 3380 °C. Und dies bestimmt seinen Umfang. Es ist auch unmöglich, Elektronik ohne Wolfram zu bauen, selbst der Glühfaden in einer Glühbirne besteht aus Wolfram.

Und natürlich bestimmen die Eigenschaften des Metalls die Schwierigkeiten bei der Beschaffung ...

Zuerst müssen Sie das Erz finden. Dies sind nur zwei Mineralien - Scheelit (Kalziumwolframat CaWO 4) und Wolframit (Eisen- und Manganwolframat - FeWO 4 oder MnWO 4). Letzterer ist seit dem 16. Jahrhundert unter dem Namen „Wolfsschaum“ – lateinisch „Spuma lupi“ oder deutsch „Wolf Rahm“ – bekannt. Dieses Mineral begleitet Zinnerze und stört das Schmelzen von Zinn, indem es es in Schlacke umwandelt. Daher ist es möglich, es bereits in der Antike zu finden. Reiche Wolframerze enthalten normalerweise 0,2 - 2 % Wolfram. Tatsächlich wurde Wolfram 1781 entdeckt.

Diese zu finden ist jedoch das Einfachste im Wolframbergbau.
Als nächstes muss das Erz angereichert werden. Es gibt eine Reihe von Methoden und sie sind alle ziemlich komplex. Zuerst natürlich. Dann - magnetische Trennung (wenn wir Wolframit mit Eisenwolframat haben). Als nächstes folgt die Schwerkrafttrennung, da das Metall sehr schwer ist und das Erz gewaschen werden kann, ähnlich wie beim Goldabbau. Jetzt verwenden sie immer noch die elektrostatische Trennung, aber es ist unwahrscheinlich, dass die Methode für einen Killer nützlich sein wird.

Also haben wir das Erz vom Abfallgestein getrennt. Wenn wir Scheelit (CaWO 4) haben, kann der nächste Schritt übersprungen werden, und wenn wir Wolframit haben, müssen wir es in Scheelit umwandeln. Dazu wird Wolfram mit einer Sodalösung unter Druck und bei erhöhter Temperatur extrahiert (der Prozess findet in einem Autoklaven statt), gefolgt von einer Neutralisation und einer Fällung in Form von künstlichem Scheelit, d.h. Calciumwolframat.
Es ist auch möglich, Wolframit mit einem Überschuss an Soda zu sintern, dann erhalten wir nicht Calciumwolframat, sondern Natrium, das für unsere Zwecke nicht so wichtig ist (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O 3 + 4 CO 2).

Die nächsten beiden Schritte sind Wasserlaugung von CaWO 4 -> H 2 WO 4 und Zersetzung mit heißer Säure.
Sie können verschiedene Säuren nehmen - Salzsäure (Na 2 WO 4 + 2HCl \u003d H 2 WO 4 + 2NaCl) oder Salpetersäure.
Als Ergebnis wird Wolframsäure isoliert. Letzteres wird kalziniert oder in einer wässrigen Lösung von NH 3 gelöst, aus der Parawolframat durch Verdampfen kristallisiert.
Dadurch ist es möglich, den Hauptrohstoff für die Herstellung von Wolfram - WO 3 -Trioxid mit guter Reinheit zu gewinnen.

Natürlich gibt es auch ein Verfahren zur Gewinnung von WO 3 unter Verwendung von Chloriden, wenn ein Wolframkonzentrat bei erhöhter Temperatur mit Chlor behandelt wird, aber dieses Verfahren wird für einen Killer nicht einfach sein.

Wolframoxide können in der Metallurgie als Legierungszusatz verwendet werden.

Wir haben also Wolframtrioxid und eine Stufe bleibt - Reduktion zu Metall.
Hier gibt es zwei Methoden – Wasserstoffreduktion und Kohlenstoffreduktion. Im zweiten Fall reagieren Kohle und die darin stets enthaltenen Verunreinigungen mit Wolfram zu Karbiden und anderen Verbindungen. Daher wird Wolfram „schmutzig“, spröde, und für die Elektronik ist es sehr wünschenswert, sauber zu sein, da Wolfram mit nur 0,1% Eisen spröde wird und es unmöglich ist, den dünnsten Draht für Filamente daraus herauszuziehen.
Das technische Verfahren mit Kohle hat einen weiteren Nachteil - eine hohe Temperatur: 1300 - 1400 ° C.

Aber auch die Herstellung mit Wasserstoffreduktion ist kein Geschenk.
Der Reduktionsprozess findet in speziellen Rohröfen statt, die so beheizt sind, 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 WO 2, 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.

So haben wir reines metallisches Wolfram in Form von kleinstem Pulver erhalten.
Aber das ist noch kein Metallbarren, aus dem sich etwas machen lässt. Das Metall wird durch Pulvermetallurgie gewonnen. Das heißt, es wird zuerst gepresst, in einer Wasserstoffatmosphäre bei einer Temperatur von 1200-1300 ° C gesintert und dann von elektrischem Strom durchflossen. Das Metall wird auf 3000 °C erhitzt und es erfolgt das Sintern zu einem monolithischen Material.

Wir brauchen aber eher keine Barren oder gar Stäbe, sondern dünnen Wolframdraht.
Wie Sie verstehen, ist auch hier nicht alles so einfach.
Das Drahtziehen wird bei einer Temperatur von 1000°C zu Beginn des Prozesses und 400-600°C am Ende durchgeführt. Dabei wird nicht nur der Draht erhitzt, sondern auch die Matrize. Die Erwärmung erfolgt durch eine Gasbrennerflamme oder eine elektrische Heizung.
Gleichzeitig wird der Wolframdraht nach dem Ziehen mit Graphitfett beschichtet. Die Oberfläche des Drahtes muss gereinigt werden. Die Reinigung erfolgt durch Glühen, chemisches oder elektrolytisches Ätzen, elektrolytisches Polieren.

Wie Sie sehen können, ist die Aufgabe, ein einfaches Wolframfilament zu erhalten, nicht so einfach, wie es scheint. Und hier werden nur die wichtigsten Methoden beschrieben, sicherlich gibt es viele Fallstricke.
Und natürlich ist Wolfram auch heute noch ein teures Metall. Jetzt kostet ein Kilogramm Wolfram mehr als 50 Dollar, das gleiche Molybdän ist fast doppelt so billig.

Tatsächlich gibt es mehrere Verwendungen für Wolfram.
Die wichtigsten sind natürlich die Funk- und Elektrotechnik, wo Wolframdraht eingesetzt wird.

Der nächste ist die Herstellung von legierten Stählen, die sich durch ihre besondere Härte, Elastizität und Festigkeit auszeichnen. Zusammen mit Chrom zu Eisen gibt es die sogenannten Schnellarbeitsstähle, die auch bei Erwärmung ihre Härte und Schärfe behalten. Sie werden zur Herstellung von Fräsern, Bohrern, Fräsern sowie anderen Schneid- und Bohrwerkzeugen verwendet (im Allgemeinen enthält ein Bohrwerkzeug viel Wolfram).
Interessante Legierungen von Wolfram mit Rhenium - daraus werden Hochtemperatur-Thermoelemente hergestellt, die bei Temperaturen über 2000 ° C arbeiten, allerdings nur in einer inerten Atmosphäre.

Eine weitere interessante Anwendung sind Wolfram-Schweißelektroden für das Elektroschweißen. Solche Elektroden sind nicht verbrauchbar und es ist notwendig, der Schweißstelle einen anderen Metalldraht zuzuführen, um ein Schweißbad bereitzustellen. Wolframelektroden werden beim Argon-Lichtbogenschweißen eingesetzt - zum Schweißen von Nichteisenmetallen wie Molybdän, Titan, Nickel sowie hochlegierten Stählen.

Wie Sie sehen können, ist die Herstellung von Wolfram nichts für die Antike.
Und warum gibt es Wolfram?
Wolfram kann nur mit dem Bau der Elektrotechnik gewonnen werden - mit Hilfe der Elektrotechnik und für die Elektrotechnik.
Kein Strom - kein Wolfram, aber Sie brauchen es auch nicht.

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 Bereicherung der Allgemeinen Relativitätstheorie und Industrieanlagen

Einführung in die Arbeit

Die Wissenschaften der Mineralanreicherung zielen in erster Linie darauf ab, die theoretischen Grundlagen von Mineraltrennverfahren zu entwickeln und Anreicherungsapparate zu schaffen, die Beziehung zwischen den Verteilungsmustern von Komponenten und Trennbedingungen in Anreicherungsprodukten aufzudecken, um die Selektivität und Geschwindigkeit der Trennung, ihre Effizienz und zu erhöhen Wirtschaftlichkeit und Umweltsicherheit.

Trotz erheblicher Bodenschätze und einem Rückgang des Ressourcenverbrauchs in den letzten Jahren ist die Erschöpfung der Bodenschätze eines der wichtigsten Probleme in Russland. Der schwache Einsatz ressourcenschonender Technologien trägt zu großen Mineralienverlusten bei der Gewinnung und Anreicherung von Rohstoffen bei.

Eine Analyse der Entwicklung von Ausrüstung und Technologie für die Mineralverarbeitung in den letzten 10-15 Jahren weist auf bedeutende Errungenschaften der heimischen Grundlagenforschung im Bereich des Verständnisses der Hauptphänomene und -muster bei der Trennung von Mineralkomplexen hin, die es ermöglichen, hochgradig zu schaffen effiziente Prozesse und Technologien für die Primärverarbeitung von Erzen mit komplexer Materialzusammensetzung und damit die Versorgung der metallurgischen Industrie mit der erforderlichen Bandbreite und Qualität von Konzentraten. Gleichzeitig gibt es in unserem Land im Vergleich zum entwickelten Ausland immer noch einen erheblichen Rückstand in der Entwicklung der Maschinenbaubasis für die Herstellung von Haupt- und Hilfsanreicherungsgeräten in Bezug auf Qualität, Metallverbrauch, Energieintensität und Verschleißfestigkeit.

Darüber hinaus wurden aufgrund der Abteilungszugehörigkeit von Bergbau- und Verarbeitungsunternehmen komplexe Rohstoffe nur unter Berücksichtigung des notwendigen Bedarfs der Industrie an einem bestimmten Metall verarbeitet, was zu einer irrationalen Nutzung natürlicher Bodenschätze und einer Erhöhung der Kosten führte der Abfalllagerung. aktuell angesammelt

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

Zusätzlich zu den oben genannten negativen Trends hat sich 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. Außerdem sind Tailings schlecht erkundete, von Menschenhand geschaffene Lagerstätten, deren Nutzung zusätzlichen Nutzen bringen wird

Quellen von Erzen und mineralischen Rohstoffen mit einer erheblichen Verringerung des Ausmaßes der Störung der geologischen Umgebung in der Region.

Die Herstellung von Produkten aus technogenen Lagerstätten ist in der Regel um ein Vielfaches günstiger als aus eigens dafür abgebauten Rohstoffen und zeichnet sich durch einen schnellen Return on Investment aus. Die komplexe chemische, mineralogische und granulometrische Zusammensetzung von Tailings sowie eine breite Palette von darin enthaltenen Mineralien (von den Haupt- und Begleitkomponenten bis zu den einfachsten Baustoffen) erschweren jedoch die Berechnung des wirtschaftlichen Gesamteffekts ihrer Verarbeitung und Bestimmen Sie einen individuellen Ansatz zur Bewertung jedes Tailings.

Folglich sind derzeit eine Reihe von unlösbaren Widersprüchen zwischen der Veränderung der Natur der Bodenschätze, d. h. die Notwendigkeit der Einbeziehung in die Aufbereitung feuerfester Erze und künstlicher Lagerstätten, die umweltverschärfte Situation in den Bergbauregionen sowie der Stand von Technik, Technik und Organisation der Primärverarbeitung mineralischer Rohstoffe.

Die Frage der Nutzung von Abfällen aus der Anreicherung polymetallischer, goldhaltiger und seltener Metalle hat sowohl ökonomische als auch ökologische Aspekte.

V.A. Chanturia, VZ. Kozin, V.M. Avdokhin, SB. Leonov, LA Barsky, A.A. Abramow, W.I. Karmazin, S.I. Mitrofanov und andere.

Ein wichtiger Bestandteil der Gesamtstrategie der Bergbauindustrie, inkl. Wolfram, ist die zunehmende Nutzung von Abfällen aus der Erzverarbeitung als zusätzliche Quellen für Erz und mineralische Rohstoffe, mit einer deutlichen Verringerung des Ausmaßes der Störung der geologischen Umwelt in der Region und der negativen Auswirkungen auf alle Umweltkomponenten.

Auf dem Gebiet der Verwertung von Abfällen aus der Erzaufbereitung ist das Wichtigste eine detaillierte mineralogische und technologische Untersuchung jedes spezifischen,

einzelne technogene Lagerstätte, deren Ergebnisse die Entwicklung einer effektiven und umweltfreundlichen Technologie für die industrielle Entwicklung einer zusätzlichen Quelle von Erzen und mineralischen Rohstoffen ermöglichen.

Die in der Dissertationsarbeit betrachteten Probleme wurden in Übereinstimmung mit der wissenschaftlichen Leitung der Abteilung für Mineralverarbeitung und Ingenieurökologie der Staatlichen Technischen Universität Irkutsk zum Thema „Grundlegende und technologische Forschung auf dem Gebiet der Verarbeitung mineralischer und technogener Rohstoffe für der Zweck seiner integrierten Nutzung unter Berücksichtigung von Umweltproblemen in komplexen Industriesystemen “ und das Filmthema Nr. 118 „Forschung zur Waschbarkeit von abgestandenem Tailings des Dzhida VMK“.

Zielsetzung- wissenschaftlich fundieren, entwickeln und testen
rationelle technologische Methoden zur Anreicherung von Altholz

Folgende Aufgaben wurden in der Arbeit gelöst:

Schätzen Sie die Verteilung von Wolfram über den gesamten Raum der Hauptleitung ab
technogene Bildung des Dzhida VMK;

Untersuchung der Materialzusammensetzung der abgestandenen Tailings des Dzhizhinsky VMK;

den Kontrast von Althalden in Originalgröße entsprechend dem Inhalt von W und S (II) zu untersuchen;

Untersuchung der Gravitationswaschbarkeit der abgestandenen Tailings des Dzhida VMK in verschiedenen Größen;

Bestimmung der Durchführbarkeit des Einsatzes magnetischer Anreicherung zur Verbesserung der Qualität roher wolframhaltiger Konzentrate;

Optimierung des technologischen Schemas für die Anreicherung von technogenen Rohstoffen aus dem OTO der Dzhida VMK;

halbindustrielle Tests des entwickelten Schemas zum Extrahieren von W aus abgestandenen Abraumhalden der FESCO durchzuführen;

Entwicklung eines Schemas einer Apparatekette für die industrielle Verarbeitung von abgestandenen Rückständen der Dzhida VMK.

Zur Durchführung der Untersuchung wurde eine repräsentative technologische Probe von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK verwendet.

Bei der Lösung der formulierten Probleme gilt Folgendes Forschungsmethoden: spektrale, optische, chemische, mineralogische, Phasen-, Gravitations- und magnetische Methoden zur Analyse der stofflichen Zusammensetzung und 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 nachgewiesen.

Quantitative Eigenschaften der abgestandenen Tailings der Erzaufbereitung von Erzen der Dzhida VMK wurden in Bezug auf den Gehalt an WO3 und Sulfidschwefel festgestellt. Es ist bewiesen, dass die ursprünglichen mineralischen Rohstoffe zur Kategorie der kontrastfreien Erze gehören. Es zeigte sich eine signifikante und zuverlässige Korrelation zwischen den Gehalten an WO3 und S (II).

Es wurden quantitative Muster der gravitativen Anreicherung von abgestandenen Tailings des Dzhida VMK ermittelt. Es hat sich gezeigt, dass für Ausgangsmaterial jeder Größe eine effektive Methode zur Gewinnung von W die Schwerkraftanreicherung ist. Es werden prädiktive technologische Indikatoren der gravitativen Anreicherung von anfänglichen mineralischen Rohstoffen bestimmt in andere Größe.

Quantitative Regelmäßigkeiten in der Verteilung der abgestandenen Tailings der Erzanreicherung von Dzhida VMK durch Fraktionen mit unterschiedlicher spezifischer magnetischer Suszeptibilität wurden festgestellt. Der sukzessive Einsatz von Magnet- und Zentrifugalabscheidung verbessert nachweislich die Qualität von W-haltigen Rohprodukten. Technologische Modi der Magnetabscheidung wurden optimiert.

Die stoffliche Zusammensetzung mineralischer Rohstoffe

Bei der Untersuchung einer 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 - von 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 einzelnen Proben des XAS 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 Althalde, ihrer Sicherheit, der Bedingungen des Auftretens, der Verunreinigung mit Haushaltsabfällen, des darin enthaltenen WO3-Gehalts und des Grades der Schwefeloxidation, nur der obere Teil der Halde 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 die Erzrückstände abgelassen wurden, wurde subparallel zur Dammkrone abgelagert. Somit waren die Erkundungslinien auch über die Schichtung technogener Lagerstätten orientiert. Entlang der Explorationslinien passierten Bulldozer Gräben bis zu einer Tiefe von 3 bis 5 m, aus denen Gruben bis zu einer Tiefe von 1 bis 4 m getrieben wurden, wobei die Tiefe der Gräben und Gruben durch die Stabilität der Wände der Arbeiten begrenzt war. Die Gruben in den Gräben wurden im zentralen Teil der Lagerstätte und nach 100 m durch 20-50 m gebohrt - an der südöstlichen Flanke, auf dem Gebiet des ehemaligen Absetzbeckens (jetzt ausgetrocknet), aus dem Wasser stammt während des Betriebs der Anlage den Verarbeitungsbetrieben zugeführt wurde.

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 in der technogenen Lagerstätte beträgt 4,3 m, einschließlich auf ungleichkörnigem Sand -5,2 m, schluffigem 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 Südostflanke. 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's t- statistisch verglichen. Test (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 sind auf 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) zurückzuführen. . 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 Textur ist variabel - von feinkörnigen über grobkörnige Sorten bis hin zu Linsen aus Kies 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 ab Schicht 7-10 m dick (horizontale Mächtigkeit, Aufschluss 110-120 m). Sie liegen unter ungleichkörnigem Sand. Im Abschnitt sind sie eine geschichtete Schicht von grauer, grünlich-grauer Farbe mit abwechselnden feinkörnigen Sanden mit Zwischenschichten aus Schluff. Das Schluffvolumen im Schluffsandabschnitt nimmt in südöstlicher Richtung zu, wo Schluff den Hauptteil des Abschnitts ausmacht.

Schlicke bilden den südöstlichen Teil des OTO und werden durch feinere Partikel von Anreicherungsabfällen von dunkelgrauer, dunkelgrüner, bläulich-grüner Farbe mit Zwischenschichten aus grau-gelbem Sand dargestellt. Das Hauptmerkmal ihrer Struktur ist eine homogenere, massivere Textur mit weniger ausgeprägter und weniger deutlich ausgeprägter Schichtung. Die Schluffe sind von schluffigen Sanden unterlagert und liegen auf der Sohle der Schicht - alluvial-schwemmende Ablagerungen. Die granulometrischen Eigenschaften von OTO-Mineralrohstoffen mit der Verteilung von Gold, Wolfram, Blei, Zink, Kupfer, Fluorit (Kalzium und Fluor) nach Größenklassen sind in der Tabelle angegeben. 2.8. Laut granulometrischer Analyse hat der Großteil des OTO-Probenmaterials (ca. 58 %) eine Partikelgröße von -1 + 0,25 mm, jeweils 17 % fallen in große (-3 + 1 mm) und kleine (-0,25 + 0,1) mm-Klassen. Der Anteil an Material mit einer Korngröße von weniger als 0,1 mm beträgt etwa 8 %, wovon die Hälfte (4,13 %) auf die Schlammklasse -0,044 + 0 mm entfällt. Wolfram zeichnet sich durch eine leichte Schwankung des Gehalts in den Größenklassen von -3 +1 mm bis -0,25 + 0,1 mm (0,04-0,05 %) und einen starken Anstieg (bis zu 0,38 %) in der Größenklasse -0,1+ aus 0,044 mm. In der Schleimklasse -0,044+0 mm ist der Wolframanteil auf 0,19 % reduziert. Hübnerit-Akkumulation tritt nur in kleinkörnigem Material auf, d. h. in der Klasse -0,1 + 0,044 mm. Somit sind 25,28 % des Wolframs in der Klasse –0,1 + 0,044 mm mit einem Ausstoß dieser Klasse von etwa 4 % und 37,58 % in der Klasse –0,1 + 0 mm mit einem Ausstoß dieser Klasse von 8,37 % konzentriert. In Abb. 2.2 sind differentielle und integrale Histogramme der Verteilung von Partikeln mineralischer Rohstoffe OTO nach Größenklassen und Histogramme der absoluten und relativen Verteilung von W nach Größenklassen mineralischer Rohstoffe OTO dargestellt. und 2.3. Im Tisch. 2.9 zeigt Daten zur Imprägnierung von Hubnerit und Scheelit in mineralischen Rohstoffen OTO der Ausgangsgröße und zerkleinert auf – 0,5 mm.

In der Klasse -5 + 3 mm des ursprünglichen mineralischen Rohstoffs gibt es keine Körner von Pobnerit und Scheelit sowie Verwachsungen. In der Klasse -3+1 mm ist der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit ziemlich hoch (37,2 % bzw. 36,1 %). In der Klasse -1 + 0,5 mm sind beide Mineralformen von Wolfram in nahezu gleichen Mengen vorhanden, sowohl in Form freier Körner als auch in Form von Verwachsungen. In den dünnen Klassen -0,5 + 0,25, -0,25 + 0,125, -0,125 + 0,063, -0,063 + 0 mm ist der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit deutlich höher als der Gehalt an Verwachsungen (der Gehalt an Verwachsungen variiert von 11,9 bis 3,0%) Die Größenklasse -1+0,5 mm ist eine Grenze und der Gehalt an freien Körnern von Scheelit und Hübnerit und deren Verwachsungen ist darin praktisch gleich. Basierend auf den Daten in Tabelle. 2.9 lässt sich schlussfolgern, dass es notwendig ist, die entschleimten mineralischen Rohstoffe OTO nach der Größe 0,1 mm zu klassifizieren und die resultierenden Klassen getrennt anzureichern. Aus einer großen Klasse ist es notwendig, freie Körner in ein Konzentrat zu trennen, und Rückstände, die Verwachsungen enthalten, müssen erneut gemahlen werden. Zerkleinerte und entschlammte Abraumhalden sollten mit entschlammten Graden von -0,1+0,044 der ursprünglichen mineralischen Rohstoffe kombiniert und zum Schwerkraftbetrieb II geschickt werden, um feine Scheelit- und Pobneritkörner zu Mittelgut zu extrahieren.

2.3.2 Untersuchung der Möglichkeit der radiometrischen Trennung von mineralischen Rohstoffen in der Ausgangsgröße Die radiometrische Trennung ist ein Verfahren zur großräumigen Trennung von Erzen nach dem Gehalt an wertvollen Bestandteilen, basierend auf der selektiven Wirkung verschiedener Strahlungsarten auf die Eigenschaften von Mineralien und chemischen Elementen. Mehr als zwanzig Methoden der radiometrischen Anreicherung sind bekannt; die vielversprechendsten davon sind Röntgenradiometrische, Röntgenlumineszente, Radioresonanz, photometrische, autoradiometrische und Neutronenabsorption. Mit Hilfe radiometrischer Methoden werden folgende technologische Probleme gelöst: Voranreicherung mit Entfernung von Abfallgestein aus dem Erz; Auswahl technologischer Sorten, Sorten mit anschließender Anreicherung nach gesonderten Schemata; Isolierung von Produkten, die für die chemische und metallurgische Verarbeitung geeignet sind. Die Bewertung der radiometrischen Waschbarkeit umfasst zwei Phasen: die Untersuchung der Eigenschaften von Erzen und die experimentelle Bestimmung der technologischen Parameter der Anreicherung. In der ersten Stufe werden folgende Haupteigenschaften untersucht: Gehalt an wertvollen und schädlichen Bestandteilen, Partikelgrößenverteilung, Ein- und Mehrkomponentenkontrast des Erzes. In dieser Phase wird die grundsätzliche Möglichkeit der Anwendung der radiometrischen Anreicherung festgestellt, die begrenzenden Trennindikatoren bestimmt (in der Phase der Kontraststudie), Trennmethoden und -zeichen ausgewählt, ihre Wirksamkeit bewertet, theoretische Trennindikatoren bestimmt und ein schematisches Diagramm erstellt der radiometrischen Anreicherung unter Berücksichtigung der Besonderheiten der nachfolgenden Verarbeitungstechnologie entwickelt. In der zweiten Stufe werden die Arten und praktischen Ergebnisse der Trennung bestimmt, erweiterte Labortests des radiometrischen Anreicherungsschemas durchgeführt, eine rationale Version des Schemas auf der Grundlage eines technischen und wirtschaftlichen Vergleichs der kombinierten Technologie (mit radiometrischer Trennung) ausgewählt zu Beginn des Prozesses) mit der grundlegenden (traditionellen) Technologie.

Die Masse, Größe und Anzahl der technologischen Proben werden in jedem Fall in Abhängigkeit von den Eigenschaften des Erzes, den strukturellen Merkmalen der Lagerstätte und den Methoden ihrer Exploration festgelegt. Der Gehalt an wertvollen Bestandteilen und die Gleichmäßigkeit ihrer Verteilung in der Erzmasse sind die bestimmenden Faktoren beim Einsatz der radiometrischen Anreicherung. Die Wahl der Methode der radiometrischen Anreicherung wird durch das Vorhandensein von Verunreinigungselementen beeinflusst, die isomorph mit nützlichen Mineralien assoziiert sind und in einigen Fällen die Rolle von Indikatoren spielen, sowie durch den Gehalt an schädlichen Verunreinigungen, die ebenfalls für diese Zwecke verwendet werden können.

Optimierung des GR-Verarbeitungsschemas

Im Zusammenhang mit der Einbeziehung von minderwertigen Erzen mit einem Wolframgehalt von 0,3-0,4 % wurden in den letzten Jahren mehrstufige kombinierte Anreicherungsschemata basierend auf einer Kombination aus Schwerkraft, Flotation, magnetischer und elektrischer Trennung, chemische Veredelung der minderwertigen Flotation durchgeführt Konzentrate usw. sind weit verbreitet. Der internationale Sonderkongress 1982 in San Francisco widmete sich den Problemen der Verbesserung der Technologie der Anreicherung von minderwertigen Erzen. Eine Analyse der technologischen Schemata der Betriebsunternehmen hat gezeigt, dass sich verschiedene Methoden der Vorkonzentrierung in der Erzaufbereitung durchgesetzt haben: photometrische Sortierung, Vorschüttung, Anreicherung in Schwermedien, nasse und trockene magnetische Trennung. Insbesondere bei einem der größten Lieferanten von Wolframprodukten - in Mount Corbine in Australien, der Erze mit einem Wolframgehalt von 0,09 % in großen chinesischen Fabriken - Taishan und Xihuashan - verarbeitet, wird die photometrische Sortierung effektiv eingesetzt.

Zur Vorkonzentrierung von Erzkomponenten in Schwermedien werden hocheffiziente Dinavirpul-Geräte von Sala (Schweden) eingesetzt. Gemäß dieser Technologie wird das Material klassifiziert und die Klasse +0,5 mm in einem schweren Medium angereichert, das durch eine Mischung aus Ferrosilizium repräsentiert wird. Einige Fabriken verwenden Trocken- und Nassmagnetabscheidung als Vorkonzentration. So wird im Emerson-Werk in den USA die Nassmagnetscheidung verwendet, um den im Erz enthaltenen Pyrrhotit und Magnetit zu trennen, und im Uyudag-Werk in der Türkei wird die Güte - 10 mm in Separatoren mit niedriger Trockenmahlung und Magnettrennung unterzogen magnetische Intensität, um Magnetit abzutrennen, und dann in Separatoren mit hoher Spannung angereichert, um den Granat abzutrennen. Eine weitere Anreicherung umfasst Bankkonzentrierung, Schwerkraftflotation und Scheelitflotation. Ein Beispiel für den Einsatz mehrstufiger kombinierter Systeme zur Anreicherung von Erzen mit geringem Wolframgehalt, die die Produktion hochwertiger Konzentrate gewährleisten, 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 nichtmagnetische Fraktion gelangt in die Flotation von Sulfiden, und die Flotationsrückstände werden einer Magnettrennung unterzogen, um Scheelit- und Kassiterit-Wolframit-Konzentrate zu erhalten. Der Gesamtgehalt an WO3 beträgt 65 % bei einer Extraktion von 85 %.

Der Einsatz des Flotationsverfahrens in Kombination mit der chemischen Veredelung der anfallenden Magerkonzentrate nimmt zu. In Kanada wurde in der Anlage Mount Pleasant zur Anreicherung komplexer Wolfram-Molybdän-Erze eine Flotationstechnologie eingeführt, einschließlich der Flotation von Sulfiden, Molybdänit und Wolframit. In der Hauptsulfidflotation werden Kupfer, Molybdän, Blei und Zink gewonnen. Das Konzentrat wird gereinigt, fein gemahlen, gedämpft und mit Natriumsulfid konditioniert. Molybdänkonzentrat wird gereinigt und einer Säurelaugung unterzogen. Sulfid-Flotationsrückstände werden mit Natriumfluorsilikon behandelt, um Gangmineralien abzubauen, und Wolframit wird mit Organophosphorsäure flotiert, gefolgt von einer Auslaugung des resultierenden Wolframit-Konzentrats mit Schwefelsäure. In der Kantung-Anlage (Kanada) wird der Scheelit-Flotationsprozess durch das Vorhandensein von Talk im Erz kompliziert, daher wird ein primärer Talk-Flotationszyklus eingeführt, dann werden Kupfermineralien und Pyrrhotit flotiert. Die Flotationsrückstände werden einer Schwerkraftanreicherung unterzogen, um zwei Wolframkonzentrate zu erhalten. Schwerkraftrückstände werden dem Scheelit-Flotationskreislauf zugeführt und das resultierende Flotationskonzentrat wird mit Salzsäure behandelt. Im Werk Ikssheberg (Schweden) wurde durch den Ersatz des Schwerkraftflotationsschemas durch ein reines Flotationsschema ein Scheelitkonzentrat mit einem Gehalt von 68-70 % WO3 mit einer Rückgewinnung von 90 % (gemäß Schwerkraftflotation) erhalten. Flotationsschema betrug die Ausbeute 50 %). In letzter Zeit wurde der Verbesserung der Technologie zur Gewinnung von Wolframmineralien aus Schlamm in zwei Hauptbereichen viel Aufmerksamkeit geschenkt: Schwerkraftschlammanreicherung in modernen Mehrdeckkonzentratoren (ähnlich der zinnhaltigen Schlammanreicherung) mit anschließender Veredelung des Konzentrats durch Flotation und Anreicherung in Nassmagnetabscheidern mit hoher Magnetfeldstärke (für Wolframit-Schlämme).

Ein Beispiel für den Einsatz kombinierter Technologie sind Fabriken in China. Die Technologie umfasst die Schlammeindickung auf 25–30 % Feststoffe, die Sulfidflotation und die Anreicherung von Tailings 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 Wolframit-Konzentrat 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 durchzuführen. Derzeit werden mehrere Möglichkeiten zur Schaltungsoptimierung skizziert, ein evolutionärer Weg, die gesammelten Erfahrungen zusammenzufassen und einen Schritt in die erfolgreiche Richtung der Schaltungsänderung zu gehen.

Halbindustrielle Erprobung des entwickelten technologischen Schemas zur Bereicherung der Allgemeinen Relativitätstheorie und Industrieanlagen

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 III der Magnetabscheidung konditioniert ist und der Güteklasse KVG (T) GOST 213-73 „Technische Anforderungen (Zusammensetzung, %) für aus wolframhaltigen Erzen gewonnene Wolframkonzentrate“ 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 von abgestandenen 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 Tailings ist mit der primären Anreicherung des feinsten Futters (-0,1 + 0,02 mm) möglich; 4. Verwendung von Hydrozyklonoperationen, um Dehydratisierungs- und Klassierungsoperationen zu kombinieren. Der Abfluss enthält Partikel mit einer Partikelgröße von -0,02 mm; 5. Kompakte Anordnung der Geräte. 6. Rentabilität des technologischen Schemas (ANHANG 4), das Endprodukt ist ein konditioniertes Konzentrat, das die Anforderungen von GOST 213-73 erfüllt.

Kiselew, Michail Jurjewitsch