Desarrollo de tecnología para la extracción de tungsteno de relaves viciados de Dzhida VMC Olesya Stanislavovna Artemova. Desarrollo de una tecnología para la extracción de tungsteno de los relaves viciados del VMC de Dzhida Extracción de tungsteno de los relaves de las plantas de procesamiento

Introducción

1 . Importancia de las materias primas minerales tecnogénicas

1.1. Recursos minerales de la industria del mineral en la Federación de Rusia y la subindustria de tungsteno

1.2. Formaciones minerales tecnogénicas. Clasificación. La necesidad de usar

1.3. Formación mineral tecnogénica del Dzhida VMK

1.4. Metas y objetivos del estudio. Métodos de búsqueda. Disposiciones para la defensa

2. Estudio de la composición del material y las propiedades tecnológicas de los relaves rancios del VMC Dzhida.

2.1. Muestreo geológico y evaluación de la distribución de tungsteno

2.2. La composición material de las materias primas minerales.

2.3. Propiedades tecnológicas de las materias primas minerales.

2.3.1. calificación

2.3.2. Estudio de la posibilidad de separación radiométrica de materias primas minerales en tamaño inicial

2.3.3. Análisis de gravedad

2.3.4. Análisis magnético

3. Desarrollo de un esquema tecnológico.

3.1. Pruebas tecnológicas de diferentes dispositivos de gravedad durante el enriquecimiento de relaves rancios de varios tamaños

3.2. Optimización del esquema de procesamiento de GR

3.3. Pruebas semi-industriales del esquema tecnológico desarrollado para el enriquecimiento de la relatividad general y planta industrial

Introducción al trabajo

Las ciencias del enriquecimiento de minerales tienen como objetivo principal desarrollar los fundamentos teóricos de los procesos de separación de minerales y crear aparatos de enriquecimiento, para revelar la relación entre los patrones de distribución de los componentes y las condiciones de separación en los productos de enriquecimiento para aumentar la selectividad y la velocidad de separación, su eficiencia y economía y seguridad ambiental.

A pesar de las importantes reservas minerales y la reducción del consumo de recursos en los últimos años, el agotamiento de los recursos minerales es uno de los problemas más importantes de Rusia. El uso débil de tecnologías de ahorro de recursos contribuye a grandes pérdidas de minerales durante la extracción y el enriquecimiento de materias primas.

Un análisis del desarrollo de equipos y tecnología para el procesamiento de minerales durante los últimos 10 a 15 años indica logros significativos de la ciencia fundamental nacional en el campo de la comprensión de los principales fenómenos y patrones en la separación de complejos minerales, lo que hace posible crear altamente procesos y tecnologías eficientes para el procesamiento primario de minerales de composición de materiales complejos y, en consecuencia, para proporcionar a la industria metalúrgica la gama y calidad necesaria de concentrados. Al mismo tiempo, en nuestro país, en comparación con los países extranjeros desarrollados, todavía hay un retraso significativo en el desarrollo de la base de construcción de maquinaria para la producción de equipos de enriquecimiento principales y auxiliares, en términos de su calidad, consumo de metal, intensidad energética y resistencia al desgaste.

Además, debido a la afiliación departamental de las empresas de minería y procesamiento, las materias primas complejas se procesaban solo teniendo en cuenta las necesidades necesarias de la industria para un metal en particular, lo que conducía al uso irracional de los recursos minerales naturales y a un aumento en el costo. de almacenamiento de residuos. actualmente acumulado

más de 12 mil millones de toneladas de residuos, cuyo contenido de componentes valiosos en algunos casos supera su contenido en depósitos naturales.

Además de las tendencias negativas anteriores, a partir de los años 90, la situación ambiental en las empresas de extracción y procesamiento ha empeorado drásticamente (en varias regiones que amenazan la existencia no solo de la biota, sino también de los humanos), ha habido una disminución progresiva en la extracción de minerales de metales ferrosos y no ferrosos, materias primas mineras y químicas, el deterioro de la calidad de los minerales procesados ​​y, como resultado, la participación en el procesamiento de minerales refractarios de composición de materiales complejos, caracterizados por un bajo contenido de componentes valiosos , difusión fina y propiedades tecnológicas similares de los minerales. Por lo tanto, en los últimos 20 años, el contenido de metales no ferrosos en los minerales ha disminuido 1,3-1,5 veces, el hierro 1,25 veces, el oro 1,2 veces, la proporción de minerales refractarios y carbón ha aumentado del 15% al ​​40%. de la masa total de materias primas suministradas para el enriquecimiento.

El impacto humano sobre el medio ambiente natural en el proceso de la actividad económica se está volviendo global. En cuanto a la escala de rocas extraídas y transportadas, la transformación del relieve, el impacto en la redistribución y dinámica de las aguas superficiales y subterráneas, la activación del transporte geoquímico, etc. esta actividad es comparable a los procesos geológicos.

La escala sin precedentes de los recursos minerales recuperables conduce a su rápido agotamiento, la acumulación de una gran cantidad de desechos en la superficie terrestre, en la atmósfera y la hidrosfera, la degradación gradual de los paisajes naturales, la reducción de la biodiversidad, la disminución del potencial natural de los territorios y sus funciones vitales.

Las instalaciones de almacenamiento de desechos para el procesamiento de minerales son objeto de un mayor peligro ambiental debido a su impacto negativo en la cuenca del aire, las aguas subterráneas y superficiales y la cobertura del suelo en vastas áreas. Junto con esto, los relaves son depósitos artificiales poco explorados, cuyo uso proporcionará

fuentes de minerales y materias primas minerales con una reducción significativa en la escala de perturbación del entorno geológico en la región.

La producción de productos a partir de depósitos tecnogénicos, por regla general, es varias veces más barata que a partir de materias primas extraídas especialmente para este fin, y se caracteriza por un rápido retorno de la inversión. Sin embargo, la compleja composición química, mineralógica y granulométrica de los relaves, así como la amplia gama de minerales que contienen (desde los componentes principales y asociados hasta los materiales de construcción más simples) dificultan el cálculo del efecto económico total de su procesamiento y determinar un enfoque individual para evaluar cada relave.

En consecuencia, en este momento han surgido una serie de contradicciones insolubles entre el cambio en la naturaleza de la base de recursos minerales, es decir, la necesidad de involucrarse en el procesamiento de minerales refractarios y depósitos artificiales, la situación ambientalmente agravada en las regiones mineras y el estado de la tecnología, la tecnología y la organización del procesamiento primario de materias primas minerales.

Los problemas del uso de desechos del enriquecimiento de metales polimetálicos, auríferos y raros tienen aspectos tanto económicos como ambientales.

VIRGINIA. Chanturia, V.Z. Kozin, V. M. Avdojin, SB. Leonov, LA Barsky, A.A. Abramov, VI. Karmazin, S. I. Mitrofanov y otros.

Una parte importante de la estrategia general de la industria minera, incl. tungsteno, es el crecimiento en el uso de desechos de procesamiento de minerales como fuentes adicionales de minerales y materias primas minerales, con una reducción significativa en el alcance de la perturbación del medio ambiente geológico en la región y el impacto negativo en todos los componentes del medio ambiente.

En el campo del aprovechamiento de los residuos del procesamiento de minerales, lo más importante es un estudio minerológico y tecnológico detallado de cada uno de ellos en particular,

yacimiento tecnogénico individual, cuyos resultados permitirán desarrollar una tecnología eficaz y respetuosa con el medio ambiente para el desarrollo industrial de una fuente adicional de minerales y materias primas minerales.

Los problemas considerados en el trabajo de tesis se resolvieron de acuerdo con la dirección científica del Departamento de Procesamiento de Minerales y Ecología de Ingeniería de la Universidad Técnica Estatal de Irkutsk sobre el tema "Investigación fundamental y tecnológica en el campo del procesamiento de materias primas minerales y tecnogénicas para el propósito de su uso integrado, teniendo en cuenta los problemas ambientales en sistemas industriales complejos ” y el tema de la película No. 118 “Investigación sobre la lavabilidad de los relaves rancios de Dzhida VMK”.

Objetivo- fundamentar, desarrollar y probar científicamente
métodos tecnológicos racionales de enriquecimiento de rancio

En el trabajo se resolvieron las siguientes tareas:

Estime la distribución de tungsteno en todo el espacio de la principal
formación tecnogénica del Dzhida VMK;

para estudiar la composición material de los relaves rancios del Dzhizhinsky VMK;

investigar el contraste de relaves rancios en el tamaño original según el contenido de W y S (II);

investigar la capacidad de lavado gravitacional de los relaves rancios del Dzhida VMK en varios tamaños;

determinar la viabilidad de utilizar el enriquecimiento magnético para mejorar la calidad de los concentrados que contienen tungsteno crudo;

optimizar el esquema tecnológico para el enriquecimiento de materias primas tecnogénicas de la OTO de Dzhida VMK;

realizar pruebas semi-industriales del esquema desarrollado para extraer W de relaves viciados de la FESCO;

Desarrollar un esquema de una cadena de aparatos para el procesamiento industrial de relaves rancios de Dzhida VMK.

Para realizar la investigación, se utilizó una muestra tecnológica representativa de relaves rancios del Dzhida VMK.

A la hora de resolver los problemas formulados, lo siguiente Métodos de búsqueda: métodos espectrales, ópticos, químicos, mineralógicos, de fase, gravitacionales y magnéticos para analizar la composición del material y las propiedades tecnológicas de las materias primas minerales iniciales y los productos de enriquecimiento.

Se defienden los siguientes principales disposiciones científicas:

Se establecen los patrones de distribución de las materias primas minerales tecnogénicas iniciales y tungsteno por clases de tamaño. Se demuestra la necesidad de una clasificación primaria (preliminar) por tamaño de 3 mm.

Las características cuantitativas de los relaves rancios del aderezo de minerales de Dzhida VMK se han establecido en términos del contenido de WO3 y sulfuro de azufre. Está probado que las materias primas minerales originales pertenecen a la categoría de minerales sin contraste. Se reveló una correlación significativa y fiable entre los contenidos de WO3 y S (II).

Se han establecido patrones cuantitativos de enriquecimiento gravitacional de relaves rancios del Dzhida VMK. Se ha demostrado que para el material fuente de cualquier tamaño, un método efectivo para extraer W es el enriquecimiento por gravedad. Se determinan indicadores tecnológicos predictivos del enriquecimiento gravitatorio de las materias primas minerales iniciales en diferente tamaño.

Se han establecido regularidades cuantitativas en la distribución de relaves rancios del enriquecimiento de mineral Dzhida VMK por fracciones de diferente susceptibilidad magnética específica. Se ha demostrado que el uso sucesivo de la separación magnética y centrífuga mejora la calidad de los productos crudos que contienen W. Se han optimizado los modos tecnológicos de separación magnética.

La composición material de las materias primas minerales.

Al examinar un botadero de relaves laterales (basurero de emergencia (HAS)) se tomaron 35 muestras de surco de los tajos y desbroces a lo largo de las laderas de los botaderos; la longitud total de los surcos es de 46 m Los tajos y desbroces se ubican en 6 líneas de exploración, espaciadas entre 40-100 m entre sí; la distancia entre pits (limpiezas) en las líneas de exploración es de 30-40 a 100-150 m Se han ensayado todas las variedades litológicas de arenas. Se analizó el contenido de W03 y S (II) de las muestras. En esta zona se tomaron 13 muestras de pozos de 1,0 m de profundidad, la distancia entre líneas es de unos 200 m, entre labores - de 40 a 100 m (dependiendo de la distribución del mismo tipo de capa litológica). Los resultados de los análisis de muestras para el contenido de WO3 y azufre se dan en la Tabla. 2.1. Tabla 2.1 - El contenido de WO3 y sulfuro de azufre en muestras privadas de XAS Se puede observar que el contenido de WO3 varía entre 0,05-0,09%, con excepción de la muestra M-16, tomada de arenas grises de grano medio. En la misma muestra se encontraron altas concentraciones de S (II) - 4,23% y 3,67%. Para muestras individuales (M-8, M-18), se observó un alto contenido de sulfato de S (20-30% del contenido total de azufre). En la parte alta del botadero de relaves de emergencia se tomaron 11 muestras de diversas diferencias litológicas. El contenido de WO3 y S(II), dependiendo del origen de las arenas, varía en un amplio rango: de 0,09 a 0,29% y de 0,78 a 5,8%, respectivamente. Los contenidos elevados de WO3 son característicos de las variedades de arena de grano medio-grueso. El contenido de S (VI) es del 80 - 82% del contenido total de S, pero en algunas muestras, principalmente con bajos contenidos de trióxido de tungsteno y azufre total, desciende al 30%.

Las reservas del yacimiento pueden estimarse como recursos de categoría Pj (ver Cuadro 2.2). En la parte superior del largo de la fosa varían en un amplio rango: de 0,7 a 9,0 m, por lo que el contenido promedio de componentes controlados se calcula teniendo en cuenta los parámetros de las fosas. En nuestra opinión, con base en las características anteriores, teniendo en cuenta la composición de los relaves viciados, su seguridad, condiciones de ocurrencia, contaminación con desechos domésticos, contenido de WO3 en ellos y el grado de oxidación de azufre, solo la parte superior del depósito de relaves con recursos de 1.0 millón de toneladas de arenas y 1330 toneladas de WO3 con un contenido de WO3 de 0.126%. Su ubicación en las proximidades de la planta de procesamiento proyectada (250-300 m) favorece su transporte. La parte inferior del vertedero de relaves de emergencia se eliminará como parte del programa de rehabilitación ambiental de la ciudad de Zakamensk.

Se tomaron 5 muestras en el área de depósito. El intervalo entre los puntos de muestreo es de 1000-1250 m Se tomaron muestras de todo el espesor de la capa, se analizó el contenido de WO3, Ptot y S (II) (ver Tabla 2.3). Tabla 2.3 - El contenido de WO3 y azufre en muestras individuales de ATO De los resultados de los análisis se puede ver que el contenido de WO3 es bajo, varía de 0,04 a 0,10%. El contenido medio de S (II) es del 0,12% y no tiene interés práctico. El trabajo realizado no permite considerar el botadero de relaves aluviales secundarios como una potencial instalación industrial. Sin embargo, como fuente de contaminación ambiental, estas formaciones están sujetas a disposición final. El vertedero principal de relaves (MTF) ha sido explorado a lo largo de líneas de exploración paralelas orientadas a lo largo del azimut de 120 y ubicadas a una distancia de 160 a 180 m. Las líneas de exploración están orientadas a lo largo de la huelga de la presa y la tubería de pulpa, a través de la cual se descargaban los relaves del mineral, depositados subparalelos a la cresta de la presa. Así, las líneas de exploración también se orientaron a través del lecho de yacimientos tecnogénicos. A lo largo de las líneas de exploración, la excavadora pasó trincheras a una profundidad de 3-5 m, desde donde se excavaron pozos a una profundidad de 1 a 4 m. La profundidad de las trincheras y los pozos estaba limitada por la estabilidad de las paredes del trabajo. . Los pozos en las trincheras se excavaron a través de 20 - 50 m en la parte central del depósito y después de 100 m - en el flanco sureste, en el área del antiguo estanque de sedimentación (ahora seco), desde donde se abastecía de agua. a las plantas de procesamiento durante la operación de la planta.

El área de la ONT a lo largo de la frontera de distribución es de 1015 mil m2 (101,5 ha); a lo largo del eje largo (a lo largo del valle del río Barun-Naryn) se extiende por 1580 m, en la dirección transversal (cerca de la presa) su ancho es de 1050 m. En consecuencia, un pozo ilumina un área de 12850 m, lo que equivale a una red promedio de 130x100 m (todas las labores); el área de la red de exploración promedió 90x100 m2. En el flanco extremo sureste, en el sitio de un antiguo estanque de sedimentación en el área de desarrollo de sedimentos de grano fino - limos, se perforaron 12 pozos (15% del total), caracterizando un área de aproximadamente 370 mil m (37% del área total del yacimiento tecnogénico); el área de red promedio aquí fue de 310x100 m2. En el área de transición de arenas de grano irregular a limos, compuestas por arenas limosas, en un área de aproximadamente 115 mil m (11% del área del depósito tecnogénico), se atravesaron 8 tajos (10 % del número de trabajos en el depósito tecnogénico) y el área promedio de la red de exploración fue de 145x100 m. de la sección probada en el depósito causado por el hombre es de 4,3 m, incluso en arenas de grano irregular -5,2 m, limosa arenas -2,1 m, limos -1,3 m.- 1115 m cerca de la parte superior de la presa, hasta 1146 - 148 m en la parte central y hasta 1130-1135 m en el flanco sureste. En total se ha ensayado un 60 - 65% de la capacidad del depósito tecnogénico. Las trincheras, fosas, desmontes y madrigueras están documentadas en M 1:50 -1:100 y ensayadas con surco de sección 0,1x0,05 m2 (1999) y 0,05x0,05 m2 (2000). La longitud de las muestras de surco fue de 1 m, peso de 10 a 12 kg en 1999. y 4 - 6 kg en 2000. La longitud total de los intervalos ensayados en las líneas de exploración fue de 338 m, en general, teniendo en cuenta las áreas de detallado y tramos individuales fuera de la red, fue de 459 m, la masa de las muestras tomadas fue de 5 toneladas.

Las muestras junto con el pasaporte (característica de la raza, número de muestra, producción y ejecutante) fueron empacadas en bolsas de polietileno y luego de tela y enviadas al RAC de la República de Buryatia, donde fueron pesadas, secadas, analizadas para el contenido de W03 y S (II) según los métodos de NS AM. La exactitud de los análisis se confirmó mediante la comparabilidad de los resultados de muestras ordinarias, de grupo (análisis RAC) y tecnológicas (análisis TsNIGRI y VIMS). Los resultados del análisis de muestras tecnológicas individuales tomadas en la OTO se proporcionan en el Apéndice 1. El principal (OTO) y los dos relaves secundarios (KhAT y ATO) de Dzhida VMK se compararon estadísticamente en términos de contenido de WO3 utilizando la prueba t de Student. (ver Apéndice 2) . Con un nivel de confianza del 95 %, se estableció lo siguiente: - ninguna diferencia estadística significativa en el contenido de WO3 entre muestras privadas de relaves secundarios; - resultados promedio del muestreo OTO en términos de contenido de WO3 en 1999 y 2000. pertenecen a la misma población general. En consecuencia, la composición química del vertedero de relaves principal cambia de manera insignificante con el tiempo bajo la influencia de influencias externas. Todas las existencias de TRB se pueden procesar utilizando una sola tecnología.; - los resultados promedio de las pruebas de los relaves principal y secundario en términos de contenido de WO3 difieren significativamente entre sí. Por lo tanto, se requiere el desarrollo de una tecnología de enriquecimiento local para involucrar minerales de relaves laterales.

Propiedades tecnológicas de las materias primas minerales.

Según la composición granular, los sedimentos se dividen en tres tipos de sedimentos: arenas no equigranulares; arenas limosas (limosas); limos Hay transiciones graduales entre estos tipos de precipitación. Se observan límites más definidos en el espesor de la sección. Son causados ​​por la alternancia de sedimentos de diferente composición de tamaño, diferentes colores (desde verde oscuro hasta amarillo claro y gris) y diferente composición de materiales (parte no metálica de cuarzo-feldespato y sulfuro con magnetita, hematites, hidróxidos de hierro y manganeso) . Toda la secuencia está en capas, desde capas finas hasta capas gruesas; este último es más característico de depósitos de grano grueso o capas intermedias de mineralización esencialmente sulfurosa. De grano fino (fracciones limosas, limosas o capas compuestas de anfíboles, hematites, goetitas de color oscuro) generalmente forman capas delgadas (los primeros cm - mm). La ocurrencia de toda la secuencia de sedimentos es subhorizontal con un buzamiento predominante de 1-5 en los puntos del norte. Las arenas no equigranulares se ubican en las partes noroeste y central del OTO, lo que se debe a su sedimentación cerca de la fuente de descarga, el conducto de pulpa. El ancho de la franja de arenas de grano irregular es de 400-500 m, a lo largo de la huelga ocupan todo el ancho del valle: 900-1000 m El color de las arenas es gris-amarillo, amarillo-verde. La composición del grano es variable, desde las variedades de grano fino hasta las de grano grueso hasta lentes de grava con un espesor de 5-20 cm y una longitud de hasta 10-15 m Las arenas limosas (limosas) se destacan en forma de un capa de 7-10 m de espesor (espesor horizontal, afloramiento 110-120 m). Se encuentran bajo arenas de grano desigual. En la sección, son un estrato estratificado de color gris, gris verdoso con alternancia de arenas de grano fino con capas intermedias de limo. El volumen de limos en la sección de arenas limosas aumenta en dirección sureste, donde los limos constituyen la parte principal de la sección.

Los limos componen la parte sureste de la OTO y están representados por partículas más finas de desechos de enriquecimiento de color gris oscuro, verde oscuro, verde azulado con capas intermedias de arenas de color amarillo grisáceo. La característica principal de su estructura es una textura más homogénea, más maciza con capas menos pronunciadas y menos claramente expresadas. Los limos están sustentados por arenas limosas y se encuentran en la base del lecho: depósitos aluviales-deluviales. Las características granulométricas de las materias primas minerales OTO con la distribución de oro, tungsteno, plomo, zinc, cobre, fluorita (calcio y flúor) por clases de tamaño se dan en la Tabla. 2.8. De acuerdo con el análisis granulométrico, la mayor parte del material de muestra OTO (alrededor del 58 %) tiene un tamaño de partícula de -1 + 0,25 mm, el 17 % se divide en grandes (-3 + 1 mm) y pequeñas (-0,25 + 0,1) Clases mm. La proporción de material con un tamaño de partícula inferior a 0,1 mm es de alrededor del 8 %, de los cuales la mitad (4,13 %) corresponde a la clase de lodo -0,044 + 0 mm. El tungsteno se caracteriza por una ligera fluctuación en el contenido en las clases de tamaño de -3 +1 mm a -0,25 + 0,1 mm (0,04-0,05 %) y un fuerte aumento (hasta 0,38 %) en la clase de tamaño -0,1+ 0,044 mm. En la clase de limo -0,044+0 mm, el contenido de tungsteno se reduce al 0,19%. La acumulación de huebnerita ocurre solo en material de pequeño tamaño, es decir, en la clase -0.1 + 0.044 mm. Así, el 25,28 % del tungsteno se concentra en la clase -0,1 + 0,044 mm con un rendimiento de esta clase de alrededor del 4 % y el 37,58 % en la clase -0,1 + 0 mm con un rendimiento de esta clase de 8,37 %. Los histogramas diferenciales e integrales de la distribución de partículas de materias primas minerales OTO por clases de tamaño y los histogramas de la distribución absoluta y relativa de W por clases de tamaño de materias primas minerales OTO se muestran en la Fig. 2.2. y 2.3. En mesa. 2.9 muestra datos sobre la impregnación de hubnerita y scheelita en materias primas minerales OTO de tamaño inicial y trituradas a - 0,5 mm.

En la clase -5 + 3 mm de la materia prima mineral original, no hay granos de pobnerita y scheelita, así como intercrecimientos. En la clase -3+1 mm, el contenido de granos libres de scheelita y hübnerita es bastante elevado (37,2% y 36,1%, respectivamente). En la clase -1 + 0,5 mm, ambas formas minerales de tungsteno están presentes en cantidades casi iguales, tanto en forma de granos libres como en forma de intercrecimientos. En las clases delgadas -0,5 + 0,25, -0,25 + 0,125, -0,125 + 0,063, -0,063 + 0 mm, el contenido de granos libres de scheelita y hübnerita es significativamente mayor que el contenido de intercrecimientos (el contenido de intercrecimientos varía de 11,9 a 3, 0%) La clase de tamaño -1+0,5 mm es límite y el contenido de granos libres de scheelita y hübnerita y sus intercrecimientos es prácticamente el mismo en ella. Con base en los datos de la Tabla. 2.9, se puede concluir que es necesario clasificar las materias primas minerales deslamadas OTO según el tamaño de 0,1 mm y separar el enriquecimiento de las clases resultantes. De una clase grande, es necesario separar los granos libres en un concentrado, y los relaves que contienen intercrecimientos deben someterse a una nueva molienda. Los relaves triturados y desfangados deben combinarse con el grado de desfangado -0,1+0,044 de las materias primas minerales originales y enviarse a la operación de gravedad II para extraer granos finos de scheelita y pobnerita en harinillas.

2.3.2 Estudio de la posibilidad de separación radiométrica de materias primas minerales en el tamaño inicial La separación radiométrica es un proceso de separación de minerales de gran tamaño según el contenido de componentes valiosos, basado en el efecto selectivo de varios tipos de radiación en el Propiedades de los minerales y elementos químicos. Se conocen más de veinte métodos de enriquecimiento radiométrico; los más prometedores son la radiometría de rayos X, la luminiscencia de rayos X, la resonancia de radio, la fotometría, la autorradiometría y la absorción de neutrones. Con la ayuda de métodos radiométricos, se resuelven los siguientes problemas tecnológicos: enriquecimiento preliminar con la eliminación de desechos de roca del mineral; selección de variedades tecnológicas, variedades con enriquecimiento posterior según esquemas separados; aislamiento de productos aptos para procesos químicos y metalúrgicos. La evaluación de la lavabilidad radiométrica incluye dos etapas: el estudio de las propiedades de los minerales y la determinación experimental de los parámetros tecnológicos de enriquecimiento. En la primera etapa, se estudian las siguientes propiedades principales: el contenido de componentes valiosos y dañinos, la distribución del tamaño de las partículas, el contraste de uno y varios componentes del mineral. En esta etapa, se establece la posibilidad fundamental de usar el enriquecimiento radiométrico, se determinan los indicadores de separación limitantes (en la etapa de estudio de contraste), se seleccionan los métodos y características de separación, se evalúa su efectividad, se determinan los indicadores de separación teóricos y un esquema Se desarrolla un diagrama de enriquecimiento radiométrico, teniendo en cuenta las características específicas de la tecnología de procesamiento posterior. En la segunda etapa, se determinan los modos y resultados prácticos de la separación, se realizan pruebas de laboratorio ampliadas del esquema de enriquecimiento radiométrico, se selecciona una versión racional del esquema con base en una comparación técnica y económica de la tecnología combinada (con separación radiométrica al inicio del proceso) con la tecnología básica (tradicional).

En cada caso, la masa, el tamaño y el número de muestras tecnológicas se establecen en función de las propiedades del mineral, las características estructurales del yacimiento y los métodos de su exploración. El contenido de componentes valiosos y la uniformidad de su distribución en la masa del mineral son los factores determinantes en el uso del enriquecimiento radiométrico. La elección del método de enriquecimiento radiométrico está influenciada por la presencia de elementos de impureza isomórficamente asociados con minerales útiles y en algunos casos desempeñando el papel de indicadores, así como el contenido de impurezas nocivas, que también pueden utilizarse para estos fines.

Optimización del esquema de procesamiento de GR

En relación con la participación en la operación comercial de minerales de baja ley con un contenido de tungsteno de 0,3-0,4%, en los últimos años, los esquemas de enriquecimiento combinado de múltiples etapas basados ​​en una combinación de gravedad, flotación, separación magnética y eléctrica, acabado químico de concentrados de flotación de baja ley, etc. se han generalizado. Un Congreso Internacional especial en 1982 en San Francisco se dedicó a los problemas de mejorar la tecnología de enriquecimiento de minerales de baja ley. Un análisis de los esquemas tecnológicos de las empresas operativas mostró que varios métodos de concentración preliminar se han generalizado en la preparación del mineral: clasificación fotométrica, clasificación preliminar, enriquecimiento en medios pesados, separación magnética húmeda y seca. En particular, la clasificación fotométrica se utiliza con eficacia en uno de los mayores proveedores de productos de tungsteno, en Mount Corbine en Australia, que procesa minerales con un contenido de tungsteno del 0,09 % en grandes fábricas chinas, Taishan y Xihuashan.

Para la concentración preliminar de los componentes del mineral en medios pesados, se utilizan dispositivos Dinavirpul altamente eficientes de Sala (Suecia). Según esta tecnología, el material se clasifica y la clase +0,5 mm se enriquece en un medio pesado, representado por una mezcla de ferrosilicio. Algunas fábricas utilizan separación magnética seca y húmeda como preconcentración. Así, en la planta de Emerson en los EE. UU., se utiliza separación magnética húmeda para separar la pirrotita y la magnetita contenidas en el mineral, y en la planta de Uyudag en Turquía, el grado - 10 mm se somete a molienda en seco y separación magnética en separadores con baja intensidad magnética para separar la magnetita, y luego se enriquece en separadores de alta tensión para separar el granate. El enriquecimiento adicional incluye concentración de banco, gravedad de flotación y flotación de scheelita. Un ejemplo del uso de esquemas combinados de múltiples etapas para el enriquecimiento de minerales pobres de tungsteno, que aseguran la producción de concentrados de alta calidad, son los esquemas tecnológicos utilizados en las fábricas de la República Popular China. Entonces, en la planta de Taishan con una capacidad de 3000 toneladas / día de mineral, se procesa material de wolframita-scheelita con un contenido de tungsteno de 0.25%. El mineral original es sometido a selección manual y fotométrica con retiro del 55% de estéril a botadero. El enriquecimiento posterior se lleva a cabo en máquinas jigging y mesas de concentración. Los concentrados por gravedad brutos obtenidos se ajustan por los métodos de flotación por gravedad y flotación. Las fábricas de Xihuashan, que procesa minerales con una proporción de wolframita a scheelita de 10:1, utilizan un ciclo de gravedad similar. El concentrado por gravedad de tiro se alimenta a flotación por gravedad y flotación, por lo que se eliminan los sulfuros. A continuación, se lleva a cabo la separación magnética húmeda del producto de la cámara para aislar la wolframita y los minerales de tierras raras. La fracción magnética se envía a separación electrostática y luego a flotación con wolframita. La fracción no magnética ingresa a la flotación de sulfuros, y las colas de flotación se someten a separación magnética para obtener concentrados de scheelita y casiterita-wolframita. El contenido total de WO3 es del 65% con una extracción del 85%.

Hay un aumento en el uso del proceso de flotación en combinación con el refinamiento químico de los concentrados pobres resultantes. En Canadá, en la planta de Mount Pleasant para el enriquecimiento de minerales complejos de tungsteno-molibdeno, se ha adoptado una tecnología de flotación que incluye la flotación de sulfuros, molibdenita y wolframita. En la flotación principal de sulfuros se recupera cobre, molibdeno, plomo y zinc. El concentrado se limpia, se muele finamente, se vaporiza y se acondiciona con sulfuro de sodio. El concentrado de molibdeno se limpia y se somete a lixiviación ácida. Los relaves de flotación de sulfuro se tratan con fluorosilicona de sodio para deprimir los minerales de ganga y la wolframita se flota con ácido organofosforado, seguido de la lixiviación del concentrado de wolframita resultante con ácido sulfúrico. En la planta de Kantung (Canadá), el proceso de flotación de scheelita se complica por la presencia de talco en el mineral, por lo tanto, se introduce un ciclo primario de flotación de talco, luego se flotan los minerales de cobre y la pirrotita. Los relaves de flotación se someten a un enriquecimiento por gravedad para obtener dos concentrados de tungsteno. Los relaves por gravedad se envían al ciclo de flotación de scheelita y el concentrado de flotación resultante se trata con ácido clorhídrico. En la planta de Ikssheberg (Suecia), la sustitución del esquema de flotación por gravedad por uno de flotación pura permitió obtener un concentrado de scheelita con un contenido de 68-70% WO3 con una recuperación del 90% (según la gravedad- esquema de flotación, la recuperación fue del 50%). Recientemente, se ha prestado mucha atención a la mejora de la tecnología de extracción de minerales de tungsteno a partir de lodos en dos áreas principales: enriquecimiento de lodos gravitacionales en concentradores modernos de varias plataformas (similar al enriquecimiento de lodos que contienen estaño) con el refinamiento posterior del concentrado por flotación y enriquecimiento en separadores magnéticos húmedos con una alta intensidad de campo magnético (para lodos de wolframita).

Un ejemplo del uso de tecnología combinada son las fábricas en China. La tecnología incluye espesamiento de lodo a 25-30% de sólidos, flotación de sulfuro, enriquecimiento de relaves en separadores centrífugos. El crudo concentrado obtenido (contenido en WO3 24,3% con una recuperación del 55,8%) se alimenta a flotación de wolframita utilizando ácido organofosforado como colector. El concentrado de flotación que contiene 45 % de WO3 se somete a separación magnética húmeda para obtener concentrados de wolframita y estaño. Según esta tecnología se obtiene un concentrado de wolframita con un contenido de 61,3% WO3 a partir de lodos con un contenido de 0,3-0,4% WO3 con una recuperación del 61,6%. Por lo tanto, los esquemas tecnológicos para el enriquecimiento de minerales de tungsteno tienen como objetivo aumentar la complejidad del uso de materias primas y separar todos los componentes valiosos asociados en tipos de productos independientes. Así, en la fábrica Kuda (Japón), al enriquecer minerales complejos, se obtienen 6 productos comercializables. Con el fin de determinar la posibilidad de extracción adicional de componentes útiles de relaves rancios a mediados de los años 90. en TsNIGRI se estudió una muestra tecnológica con un contenido de trióxido de tungsteno de 0,1%. Se ha establecido que el principal componente valioso de los relaves es el tungsteno. El contenido de metales no ferrosos es bastante bajo: cobre 0,01-0,03; plomo - 0.09-0.2; zinc -0,06-0,15%, oro y plata no se encontraron en la muestra. Los estudios realizados han demostrado que para la extracción exitosa de trióxido de tungsteno, se requerirán costos significativos para volver a moler los relaves y, en esta etapa, su participación en el procesamiento no es prometedora.

El esquema tecnológico del procesamiento de minerales, que incluye dos o más dispositivos, incorpora todos los rasgos característicos de un objeto complejo, y la optimización del esquema tecnológico puede, aparentemente, ser la tarea principal del análisis del sistema. Para resolver este problema, se pueden utilizar casi todos los métodos de modelado y optimización considerados anteriormente. Sin embargo, la estructura de los circuitos concentradores es tan compleja que es necesario considerar técnicas de optimización adicionales. De hecho, para un circuito que consta de al menos 10-12 dispositivos, es difícil implementar un experimento factorial convencional o realizar múltiples procesamientos estadísticos no lineales. Actualmente se perfilan varias formas de optimizar los circuitos, una forma evolutiva de resumir la experiencia acumulada y dar un paso en la exitosa dirección del cambio de circuito.

Pruebas semi-industriales del esquema tecnológico desarrollado para el enriquecimiento de la relatividad general y planta industrial

Las pruebas se realizaron en octubre-noviembre de 2003. Durante las pruebas, se procesaron 15 toneladas de materias primas minerales iniciales en 24 horas. Los resultados de probar el esquema tecnológico desarrollado se muestran en la fig. 3.4 y 3.5 y en la tabla. 3.6. Se puede observar que el rendimiento del concentrado acondicionado es 0.14%, el contenido es 62.7% con la extracción de WO3 49.875%. Los resultados del análisis espectral de una muestra representativa del concentrado obtenido se dan en la tabla. 3.7, confirme que el concentrado W de la separación magnética III está acondicionado y corresponde al grado KVG (T) de GOST 213-73 "Requisitos técnicos (composición,%) para concentrados de tungsteno obtenidos de minerales que contienen tungsteno". Por lo tanto, el esquema tecnológico desarrollado para la extracción de W de los relaves obsoletos del beneficio del mineral Dzhida VMK puede recomendarse para uso industrial y los relaves obsoletos se transfieren a materias primas minerales industriales adicionales de Dzhida VMK.

Para el procesamiento industrial de relaves viciados según la tecnología desarrollada a Q = 400 t/h se ha desarrollado una lista de equipos que se da en clase -0.1 mm se debe realizar en un separador centrífugo KNELSON con descarga periódica del concentrarse. Por lo tanto, se ha establecido que la forma más efectiva de extraer WO3 de RTO con un tamaño de partícula de -3 + 0,5 mm es la separación por tornillo; desde clases de tamaño -0.5+0.1 y -0.1+0 mm y triturados hasta -0.1 mm relaves de enriquecimiento primario - separación centrífuga. Las características esenciales de la tecnología para el procesamiento de relaves rancios de Dzhida VMK son las siguientes: 1. Es necesaria una clasificación estrecha de la alimentación enviada para el enriquecimiento y refinamiento primario; 2. Se requiere un enfoque individual al elegir el método de enriquecimiento primario de clases de varios tamaños; 3. La obtención de relaves es posible con el enriquecimiento primario de la alimentación más fina (-0,1 + 0,02 mm); 4. Utilización de operaciones de hidrociclón para combinar operaciones de deshidratación y calibrado. El drenaje contiene partículas con un tamaño de partícula de -0,02 mm; 5. Disposición compacta de equipos. 6. Rentabilidad del esquema tecnológico (ANEXO 4), el producto final es un concentrado acondicionado que cumple con los requisitos de GOST 213-73.

Kiselev, Mijail Yurievich

Los métodos magnéticos se utilizan ampliamente en el enriquecimiento de minerales de metales ferrosos, no ferrosos y raros y en otras áreas de la industria, incluida la alimentaria. Se utilizan para el beneficio de minerales de hierro, manganeso, cobre-níquel y tungsteno, así como para el acabado de concentrados de minerales de metales raros, regeneración de agentes densificantes ferromagnéticos en plantas de separación en suspensiones pesadas, para eliminar impurezas de hierro de arenas de cuarzo, pirita de carbón. , etc.

Todos los minerales son diferentes en susceptibilidad magnética específica, y para extraer minerales débilmente magnéticos, se requieren campos con altas características magnéticas en la zona de trabajo del separador.

En los minerales de metales raros, en particular tungsteno, niobio y tantalio, los principales minerales en forma de wolframita y columbita-tantalita tienen propiedades magnéticas y es posible utilizar una separación magnética de alto gradiente con extracción de minerales en la fracción magnética.

En el laboratorio de métodos de enriquecimiento magnético NPO ERGA, se realizaron pruebas en minerales de tungsteno y niobio-tantalio de los depósitos Spoykoininsky y Orlovsky. Para la separación magnética en seco se utilizó un separador de rodillos SMVI fabricado por NPO ERGA.

La separación del mineral de tungsteno y niobio-tantalio se llevó a cabo según el esquema No. 1. Los resultados se presentan en la tabla.

En base a los resultados del trabajo, se pueden extraer las siguientes conclusiones:

El contenido de componentes útiles en las colas de separación es: WO3 según el primer esquema de separación - 0,031±0,011%, según el segundo - 0,048±0,013%; Ta 2 O 5 y Nb 2 O 5 -0,005±0,003%. Esto sugiere que la inducción en la zona de trabajo del separador es suficiente para extraer minerales débilmente magnéticos a la fracción magnética, y el separador magnético del tipo SMVI es adecuado para la obtención de relaves.

También se realizaron pruebas del separador magnético SMVI en el mineral de baddeleyita para extraer minerales de hierro débilmente magnéticos (hematita) en relaves y purificar el concentrado de zirconio.

La separación resultó en una reducción del contenido de hierro en el producto no magnético de 5,39% a 0,63% con una recuperación de 93%. El contenido de circonio en el concentrado aumentó un 12%.

El esquema de operación del separador se muestra en la Fig. una

El uso del separador magnético SMVI ha encontrado una amplia aplicación en el enriquecimiento de varios minerales. SMVI puede servir tanto como el principal equipo de enriquecimiento como para el refinamiento de concentrados. Así lo confirman las exitosas pruebas semi-industriales de este equipo.

Minerales de tungsteno, menas y concentrados

El tungsteno es un elemento raro, su contenido promedio en la corteza terrestre es Yu-4% (en masa). Se conocen alrededor de 15 minerales de tungsteno, sin embargo, solo los minerales del grupo de la wolframita y la scheelita tienen importancia práctica.

La wolframita (Fe, Mn) WO4 es una mezcla isomórfica (solución sólida) de tungstatos de hierro y manganeso. Si hay más del 80% de tungstato de hierro en el mineral, el mineral se llama ferberita, en el caso del predominio del tungstato de manganeso (más del 80%) - hübnerita. Las mezclas que se encuentran en composición entre estos límites se denominan wolframitas. Los minerales del grupo de la wolframita son de color negro o marrón y tienen una alta densidad (7D-7,9 g/cm3) y una dureza de 5-5,5 en la escala mineralógica. El mineral contiene 76,3-76,8% W03. La wolframita es débilmente magnética.

Scheelita CaWOA es tungstato de calcio. El color del mineral es blanco, gris, amarillo, marrón. Densidad 5,9-6,1 g/cm3, dureza según la escala mineralógica 4,5-5. Scheelita a menudo contiene una mezcla isomórfica de powellita, CaMo04. Cuando se irradia con rayos ultravioleta, la scheelita emite fluorescencia azul - luz azul. Con un contenido de molibdeno de más del 1%, la fluorescencia se vuelve amarilla. La Scheelita no es magnética.

Los minerales de tungsteno suelen ser pobres en tungsteno. El contenido mínimo de W03 en los minerales, en el que su explotación es rentable, es actualmente del 0,14 al 0,15 % para depósitos grandes y del 0,4 al 0,5 % para depósitos pequeños.

Junto con los minerales de tungsteno, se encuentran en los minerales molibdenita, casiterita, pirita, arsenopirita, calcopirita, tantalita o columbita, etc.

Según la composición mineralógica, se distinguen dos tipos de depósitos: wolframita y scheelita, y según la forma de las formaciones minerales, tipos de vetas y contactos.

En los depósitos de vetas, los minerales de tungsteno se encuentran principalmente en vetas de cuarzo de pequeño espesor (0,3-1 m). El tipo de contacto de los yacimientos está asociado a zonas de contacto entre rocas graníticas y calizas. Se caracterizan por depósitos de skarn que contienen scheelita (skarns son calizas silicificadas). Los minerales de tipo skarn incluyen el depósito Tyrny-Auzskoye, el más grande de la URSS, en el norte del Cáucaso. Durante la meteorización de los depósitos de vetas, se acumulan wolframita y scheelita, formando placeres. En este último, la wolframita se combina a menudo con casiterita.

Los minerales de tungsteno se enriquecen para obtener concentrados estándar que contienen 55-65 % de W03. Se logra un alto grado de enriquecimiento de los minerales de wolframita utilizando varios métodos: gravedad, flotación, separación magnética y electrostática.

Cuando se enriquecen minerales de scheelita, se utilizan esquemas de flotación por gravedad o de flotación pura.

La extracción de tungsteno en concentrados acondicionados durante el enriquecimiento de minerales de tungsteno varía de 65-70% a 85-90%.

Cuando se enriquecen minerales complejos o difíciles de enriquecer, a veces es económicamente ventajoso eliminar los productos intermedios con un contenido de 10-20 % de W03 del ciclo de enriquecimiento para el procesamiento químico (hidrometalúrgico), como resultado de lo cual se produce "scheelita artificial" o Se obtiene trióxido de tungsteno técnico. Dichos esquemas combinados proporcionan una alta extracción de tungsteno de los minerales.

El estándar estatal (GOST 213-73) prevé el contenido de W03 en concentrados de tungsteno del 1er grado no menos del 65%, el 2do grado - no menos del 60%. Limitan el contenido de impurezas P, S, As, Sn, Cu, Pb, Sb, Bi en el rango de centésimas por ciento a 1.0%, dependiendo del grado y propósito del concentrado.

A partir de 1981, las reservas exploradas de tungsteno se estiman en 2903 mil toneladas, de las cuales 1360 mil toneladas se encuentran en la República Popular China. La URSS, Canadá, Australia, EE. UU., Corea del Sur y del Norte, Bolivia, Brasil y Portugal tienen reservas significativas. . Producción de concentrados de tungsteno en países capitalistas y en vías de desarrollo en el período 1971 - 1985 fluctuó entre 20 y 25 mil toneladas (en términos de contenido de metal).

Métodos para procesar concentrados de tungsteno.

El principal producto del procesamiento directo de concentrados de tungsteno (además del ferrotungsteno, fundido para las necesidades de la metalurgia ferrosa) es el trióxido de tungsteno. Sirve como material de partida para el tungsteno y el carburo de tungsteno, el componente principal de las aleaciones duras.

Los esquemas de producción para el procesamiento de concentrados de tungsteno se dividen en dos grupos según el método de descomposición aceptado:

Los concentrados de tungsteno se sinterizan con sosa o se tratan con soluciones acuosas de sosa en autoclaves. Los concentrados de tungsteno a veces se descomponen con soluciones acuosas de hidróxido de sodio.

Los concentrados se descomponen con ácidos.

En los casos en que se utilizan reactivos alcalinos para la descomposición, se obtienen soluciones de tungstato de sodio, a partir de las cuales, después de la purificación de las impurezas, se producen productos finales: paratungstato de amonio (PVA) o ácido tungstico. 24

Cuando el concentrado se descompone por medio de ácidos, se obtiene la precipitación de ácido tungstico técnico, que se purifica de impurezas en operaciones posteriores.

Descomposición de concentrados de tungsteno. reactivos alcalinos Sinterización con Na2C03

Sinterización de wolframita con Na2C03. La interacción de la wolframita con la sosa en presencia de oxígeno se desarrolla activamente a 800-900 C y se describe mediante las siguientes reacciones: 2FeW04 + 2Na2C03 + l/202 = 2Na2W04 + Fe203 + 2C02; (l) 3MnW04 + 3Na2C03 + l/202 = 3Na2W04 + Mn304 + 3C02. (2)

Estas reacciones proceden con una gran pérdida de energía de Gibbs y son prácticamente irreversibles. Con la relación en wolframita FeO:MnO = i:i AG°1001C = -260 kJ/mol. Con un exceso de Na2CO3 en la carga de 10-15% por encima de la cantidad estequiométrica, se logra la descomposición completa del concentrado. Para acelerar la oxidación del hierro y el manganeso, a veces se agrega 1-4% de nitrato a la carga.

La sinterización de wolframita con Na2C03 en empresas nacionales se lleva a cabo en hornos rotatorios tubulares revestidos con ladrillos de arcilla refractaria. Para evitar la fusión de la carga y la formación de depósitos (crecimientos) en las zonas del horno con temperatura más baja, se agregan a la carga desechos de la lixiviación de tortas (que contienen óxidos de hierro y manganeso), reduciendo el contenido de W03 en él al 20-22%.

El horno, de 20 m de largo y 2,2 m de diámetro exterior, a una velocidad de giro de 0,4 rpm y una inclinación de 3, tiene una capacidad de carga de 25 t/día.

Los componentes de la carga (concentrado triturado, Na2C03, salitre) se alimentan desde las tolvas al mezclador de tornillo mediante balanzas automáticas. La mezcla ingresa a la tolva del horno, desde la cual se alimenta al horno. Después de salir del horno, las piezas de sinterización pasan por los rodillos trituradores y el molino húmedo, desde donde la pulpa se envía a la pulidora superior (Fig. 1).

Scheelita sinterizada con Na2C03. A temperaturas de 800-900 C, la interacción de scheelita con Na2C03 puede proceder de acuerdo con dos reacciones:

CaW04 + Na2CQ3 Na2W04 + CaCO3; (1.3)

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

Ambas reacciones proceden con un cambio relativamente pequeño en la energía de Gibbs.

La reacción (1.4) procede en una medida apreciable por encima de 850 C, cuando se observa la descomposición de CaCO3. La presencia de óxido de calcio en el sinter conduce, cuando el sinter se lixivia con agua, a la formación de tungstato de calcio poco soluble, lo que reduce la extracción de tungsteno en solución:

Na2W04 + Ca(OH)2 = CaW04 + 2NaOH. (1.5)

Con un gran exceso de Na2CO3 en la carga, esta reacción se suprime en gran medida por la interacción de Na2CO4 con Ca(OH)2 para formar CaCO3.

Para reducir el consumo de Na2C03 y evitar la formación de óxido de calcio libre, se agrega arena de cuarzo a la mezcla para unir el óxido de calcio en silicatos insolubles:

2CaW04 + 2Na2C03 + Si02 = 2Na2W04 + Ca2Si04 + 2C02;(l.6) AG°100IC = -106.5 kJ.

Sin embargo, también en este caso, para asegurar un alto grado de recuperación de tungsteno en la solución, se debe introducir en la carga un exceso significativo de Na2CO3 (50-100% de la cantidad estequiométrica).

La sinterización de la carga de concentrado de scheelita con Na2C03 y arena de cuarzo se lleva a cabo en hornos de tambor, como se describió anteriormente para la wolframita a 850–900 °C. Para evitar la fusión, se agregan a la carga vertederos de lixiviación (que contienen principalmente silicato de calcio) a razón de reducir el contenido de W03 a 20-22%.

Lixiviación de motas de soda. Cuando las tortas se lixivian con agua, el tungstato de sodio y las sales solubles de impurezas (Na2Si03, Na2HP04, Na2HAs04, Na2Mo04, Na2S04), así como un exceso de Na2C03, pasan a la solución. La lixiviación se lleva a cabo a 80-90 °C en reactores de acero con agitación mecánica, operando en hierio-

Concentrados con soda:

Elevador que alimenta el concentrado al molino; 2 - molino de bolas funcionando en ciclo cerrado con separador de aire; 3 - barrena; 4 - separador de aire; 5 - filtro de bolsa; 6 - dispensadores automáticos de peso; 7 - barrena transportadora; 8 - mezclador de tornillo; 9 - tolva de carga; 10 - alimentador;

horno de tambor; 12 - trituradora de rodillos; 13 - lixiviador de molino de barras; 14 - reactor con agitador

Lixiviadores rotativos de tambor continuo o modo salvaje. Estos últimos están llenos de varillas trituradoras para triturar trozos de pastel.

La extracción de tungsteno del sinterizado a la solución es del 98-99%. Las soluciones fuertes contienen 150-200 g/l W03.

Autoclave o-c Un método de descomposición de concentrados de tungsteno

El método de autoclave-sosa fue propuesto y desarrollado en la URSS1 en relación con el procesamiento de concentrados y harinilla de scheelita. Actualmente, el método se utiliza en varias fábricas nacionales y en países extranjeros.

La descomposición de la scheelita con soluciones de Na2C03 se basa en la reacción de intercambio

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

A 200-225 °C y el correspondiente exceso de Na2C03, dependiendo de la composición del concentrado, la descomposición se desarrolla con suficiente rapidez y de forma completa. Las constantes de equilibrio de concentración de la reacción (1.7) son pequeñas, aumentan con la temperatura y dependen del equivalente de sosa (es decir, el número de moles de Na2CO3 por 1 mol de CaW04).

Con una soda equivalente a 1 y 2 a 225 C, la constante de equilibrio (Kc = C / C cq) es 1,56 y

0,99 respectivamente. De esto se deduce que a 225 C el equivalente de soda mínimo requerido es 2 (es decir, el exceso de Na2C03 es 100%). El exceso real de Na2C03 es mayor, ya que la velocidad del proceso disminuye a medida que se acerca al equilibrio. Para concentrados de scheelita con un contenido de 45-55% W03 a 225 C, se requiere un equivalente de sosa de 2,6-3. Para las mezclas que contienen 15-20 % de W03, se requieren 4-4,5 moles de Na2C03 por 1 mol de CaW04.

Las películas de CaCO3 formadas sobre las partículas de scheelita son porosas y hasta un espesor de 0,1-0,13 mm no se encontró su influencia en la velocidad de descomposición de la scheelita por las soluciones de Na2CO3. Con agitación intensa, la velocidad del proceso está determinada por la velocidad de la etapa química, lo que se confirma por el alto valor de la energía de activación aparente E = 75+84 kJ/mol. Sin embargo, en caso de velocidad de agitación insuficiente (que

Ocurre en autoclaves de rotación horizontal), se realiza un régimen intermedio: la velocidad del proceso está determinada tanto por la velocidad de suministro del reactivo a la superficie como por la velocidad de interacción química.

0,2 0,3 0, 0,5 0,5 0,7 0,8

Como puede verse en la Fig. 2, la velocidad de reacción específica disminuye aproximadamente en proporción inversa al aumento en la relación de concentraciones molares de Na2W04:Na2CO3 en solución. eso

Ryas. Fig. 2. Dependencia de la tasa específica de descomposición de scheelita por una solución de soda en un autoclave j en la relación molar de las concentraciones de Na2W04/Na2CO3 en la solución a

Provoca la necesidad de un exceso importante de Na2C03 frente al mínimo requerido, determinado por el valor de la constante de equilibrio. Para reducir el consumo de Na2C03 se realiza una lixiviación a contracorriente en dos etapas. En este caso, los relaves después de la primera lixiviación, en los que hay poco tungsteno (15-20% del original), se tratan con una solución fresca que contiene un gran exceso de Na2C03. La solución resultante, que está circulando, entra en la primera etapa de lixiviación.

La descomposición con soluciones de Na2C03 en autoclaves también se utiliza para los concentrados de wolframita, sin embargo, la reacción en este caso es más complicada, ya que va acompañada de la descomposición hidrolítica del carbonato de hierro (el carbonato de manganeso solo se hidroliza parcialmente). La descomposición de la wolframita a 200-225 °C se puede representar mediante las siguientes reacciones:

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

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

FeC03 + HjO^FeO + H2CO3; (1.10)

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

El óxido de hierro FeO resultante a 200-225 °C sufre una transformación según la reacción:

3FeO + H20 = Fe304 + H2.

La formación de bicarbonato de sodio conduce a una disminución de la concentración de Na2CO3 en la solución y requiere un gran exceso de reactivo.

Para lograr una descomposición satisfactoria de los concentrados de wolframita, es necesario triturarlos finamente y aumentar el consumo de Na2C03 a 3,5-4,5 g-eq, según la composición del concentrado. Las wolframitas con alto contenido de manganeso son más difíciles de descomponer.

La adición de NaOH o CaO a la suspensión esterilizada en autoclave (que provoca la caustificación del Na2C03) mejora el grado de descomposición.

La velocidad de descomposición de la wolframita se puede aumentar introduciendo oxígeno (aire) en la pulpa del autoclave, que oxida Fe (II) y Mil (II), lo que conduce a la destrucción de la red cristalina del mineral en la superficie de reacción.

vapor secundario

Ryas. 3. Unidad de autoclave con autoclave giratorio horizontal: 1 - autoclave; 2 - tubería de carga para la pulpa (a través de ella se introduce vapor); 3 - bomba de pulpa; 4 - manómetro; 5 - reactor-calentador de pulpa; 6 - autoevaporador; 7 - separador de gotas; 8 - entrada de pulpa al autoevaporador; 9 - astilladora de acero blindado; 10 - tubería para eliminación de pulpa; 11 - colector de pulpa

La lixiviación se realiza en autoclaves rotativos horizontales de acero calentados con vapor vivo (Fig. 3) y autoclaves continuos verticales con agitación de la pulpa con vapor burbujeante. Modo de proceso aproximado: temperatura 225 presión en el autoclave ~ 2,5 MPa, relación T: W = 1: (3,5 * 4), duración en cada etapa 2-4 horas.

La Figura 4 muestra un diagrama de una batería de autoclave. La pulpa inicial del autoclave, calentada con vapor a 80-100 °C, se bombea a autoclaves, donde se calienta a

vapor secundario

Abandone. Fig. 4. Esquema de una planta de autoclave continua: 1 - reactor para calentar la pulpa inicial; 2 - bomba de pistón; 3 - autoclave; 4 - acelerador; 5 - autoevaporador; 6 - colector de pulpa

200-225 °C vapor vivo. En funcionamiento continuo, la presión en el autoclave se mantiene descargando la suspensión a través de un estrangulador (arandela de carburo calibrada). La pulpa ingresa al autoevaporador, un recipiente bajo presión de 0,15-0,2 MPa, donde la pulpa se enfría rápidamente debido a la evaporación intensiva. Las ventajas de la descomposición en autoclave con sosa de los concentrados de scheelita antes de la sinterización son la exclusión del proceso del horno y un contenido algo menor de impurezas en las soluciones de tungsteno (especialmente fósforo y arsénico).

Las desventajas del método incluyen un gran consumo de Na2C03. Una alta concentración de exceso de Na2C03 (80-120 g/l) conlleva un mayor consumo de ácidos para la neutralización de las soluciones y, en consecuencia, altos costes de eliminación de las soluciones residuales.

Descomposición de tungstato conc.

Las soluciones de hidróxido de sodio descomponen la wolframita según la reacción de intercambio:

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

Donde Me es hierro, manganeso.

El valor de la constante de concentración de esta reacción Kc = 2 a temperaturas de 90, 120 y 150 °C es igual a 0.68, respectivamente; 2.23 y 2.27.

La descomposición completa (98-99%) se logra tratando el concentrado finamente dividido con una solución de hidróxido de sodio al 25-40% a 110-120°C. El exceso requerido de álcali es del 50% o más. La descomposición se lleva a cabo en reactores estancos de acero equipados con agitadores. El paso de aire a la solución acelera el proceso debido a la oxidación del hidróxido de hierro (II) Fe (OH) 2 en óxido de hierro (III) hidratado Fe203-«H20 y el hidróxido de manganeso (II) Mn (OH) 2 en manganeso hidratado (IV) óxido MnO2-1H2O.

El uso de descomposición con soluciones alcalinas es aconsejable solo para concentrados de wolframita de alto grado (65-70% W02) con una pequeña cantidad de sílice e impurezas de silicato. Al procesar concentrados de baja calidad, se obtienen soluciones altamente contaminadas y precipitados difíciles de filtrar.

Procesamiento de soluciones de tungstato de sodio

Las soluciones de tungstato de sodio que contienen 80-150 g/l W03, para obtener trióxido de tungsteno de la pureza requerida, se han procesado hasta ahora principalmente según el esquema tradicional, que incluye: purificación a partir de compuestos de elementos de impureza (Si, P, como, F, Mo); precipitación

Magnesio de tungsteno cálcico (scheelita artificial) con su posterior descomposición con ácidos y obtención de ácido tungstico técnico; disolución de ácido wolfrámico en agua amoniacal, seguida de evaporación de la solución y cristalización de paratungstato amónico (PVA); calcinación de PVA para obtener trióxido de tungsteno puro.

El principal inconveniente del esquema es su naturaleza de múltiples etapas, realizando la mayoría de las operaciones en un modo periódico, y la duración de una serie de redistribuciones. Se ha desarrollado una tecnología de extracción e intercambio de iones para convertir soluciones de Na2W04 en soluciones de (NH4)2W04 y ya se está utilizando en algunas empresas. Las principales redistribuciones del esquema tradicional y las nuevas variantes de extracción e intercambio iónico de la tecnología se consideran brevemente a continuación.

Purificación de impurezas

Limpieza de silicona. Cuando el contenido de SiO2 en las soluciones supera el 0,1 % del contenido de W03, es necesaria una purificación preliminar del silicio. La purificación se basa en la descomposición hidrolítica de Na2SiO3 por ebullición de una solución neutralizada a pH=8*9 con liberación de ácido silícico.

Las soluciones se neutralizan con ácido clorhídrico, se añaden en un chorro fino con agitación (para evitar la peroxidación local) a una solución calentada de tungstato de sodio.

Purificación de fósforo y arsénico. Para eliminar los iones de fosfato y arseniato, se utiliza el método de precipitación de sales de amonio y magnesio Mg (NH4) P04 6H20 y Mg (NH4) AsC) 4 6H20. La solubilidad de estas sales en agua a 20 C es 0,058 y 0,038%, respectivamente. En presencia de un exceso de iones Mg2+ y NH4, la solubilidad es menor.

La precipitación de impurezas de fósforo y arsénico se realiza en frío:

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

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

Después de un reposo prolongado (48 horas), de la solución precipitan precipitados cristalinos de sales de amonio y magnesio.

Purificación a partir de iones de fluoruro. Con un alto contenido de fluorita en el concentrado original, el contenido de iones de fluoruro alcanza los 5 g/l. Las soluciones se purifican de fluoruro - iones por precipitación con fluoruro de magnesio de una solución neutralizada, a la que se agrega MgCl2. La purificación del flúor se puede combinar con el aislamiento hidrolítico del ácido silícico.

Limpieza de molibdeno. Las soluciones de tungstato de sodio "deben purificarse del molibdeno si su contenido supera el 0,1% del contenido de W03 (es decir, 0,1-0,2 t / l). A una concentración de molibdeno de 5-10 g / l (por ejemplo, en el procesamiento de scheelita -powellite Tyrny-Auzsky concentrados), el aislamiento de molibdeno es de particular importancia, ya que está dirigido a la obtención de un concentrado químico de molibdeno.

Un método común es precipitar el trisulfuro de molibdeno MoS3, poco soluble, de una solución.

Se sabe que cuando se agrega sulfuro de sodio a soluciones de tungstato o molibdato de sodio, se forman sulfosales Na23S4 u oxosulfosales Na23Sx04_x (donde E es Mo o W):

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

La constante de equilibrio de esta reacción para Na2Mo04 es mucho mayor que para Na2W04(^^0 » Kzr). Por lo tanto, si se agrega una cantidad de Na2S a la solución, suficiente solo para la interacción con Na2Mo04 (con un ligero exceso), entonces se forma predominantemente sulfosal de molibdeno. Con la posterior acidificación de la solución a pH = 2,5 * 3,0, la sulfosal se destruye con la liberación de trisulfuro de molibdeno:

Na2MoS4 + 2HC1 = MoS3 j + 2NaCl + H2S. (1.17)

Las oxosulfosales se descomponen con la liberación de oxosulfuros (por ejemplo, MoSjO, etc.). Junto con el trisulfuro de molibdeno, coprecipita una cierta cantidad de trisulfuro de tungsteno.Al disolver el precipitado de sulfuro en una solución de sosa y reprecipitar el trisulfuro de molibdeno, se obtiene un concentrado de molibdeno con un contenido de W03 de no más del 2% con una pérdida de tungsteno 0.3-0.5% de la cantidad inicial.

Después de la tostación oxidativa parcial del precipitado de trisulfuro de molibdeno (a 450-500°C), se obtiene un concentrado químico de molibdeno con un contenido de 50-52% de molibdeno.

La desventaja del método de precipitación de molibdeno en la composición de trisulfuro es la liberación de sulfuro de hidrógeno según reacción (1.17), lo que requiere gastos para la neutralización de gases (utilizan la absorción de H2S en un lavador irrigado con hidróxido de sodio). solución). La selección del trisulfuro de molibdeno se realiza a partir de una solución calentada a 75-80 C. La operación se realiza en reactores de acero sellados, engomados o recubiertos con esmalte resistente a los ácidos. Los precipitados de trisulfuro se separan de la solución por filtración en un filtro prensa.

Obtención de ácido tungstico a partir de soluciones de tungstato de sodio

El ácido tungstico se puede aislar directamente de una solución de tungstato de sodio con ácido clorhídrico o nítrico. Sin embargo, este método rara vez se usa debido a la dificultad de lavar los precipitados de los iones de sodio, cuyo contenido en trióxido de tungsteno es limitado.

En su mayor parte, el tungstato de calcio se precipita inicialmente de la solución, que luego se descompone con ácidos. El tungstato de calcio se precipita agregando una solución de CaCl2 calentada a 80-90 C a una solución de tungstato de sodio con una alcalinidad residual de la solución de 0,3-0,7%. En este caso, cae un precipitado blanco, finamente cristalino, fácilmente sedimentable, los iones de sodio permanecen en las aguas madres, lo que asegura su bajo contenido en ácido túngstico. Precipita 99-99,5% W de la solución, las soluciones madre contienen 0,05-0,07 g/l W03. El precipitado de CaW04 lavado con agua en forma de pasta o pulpa entra para descomposición con ácido clorhídrico cuando se calienta a 90°:

CaW04 + 2HC1 = H2W04i + CaCl2. (1.18)

Durante la descomposición, se mantiene una alta acidez final de la pulpa (90–100 g/l HCl), lo que asegura la separación del ácido túngstico de las impurezas de fósforo, arsénico y, en parte, compuestos de molibdeno (el ácido molíbdico se disuelve en ácido clorhídrico). Los precipitados de ácido tungstico requieren un lavado completo de las impurezas (especialmente de las sales de calcio

y sodio). En los últimos años se ha dominado el lavado continuo de ácido túngstico en columnas pulsantes, lo que simplificó enormemente la operación.

En una de las empresas en la URSS, cuando se procesan soluciones de tungstato de sodio, en lugar de ácido clorhídrico, se usa ácido nítrico para neutralizar las soluciones y descomponer los precipitados de CaW04, y la precipitación de este último se lleva a cabo introduciendo Ca(N03)2 en las soluciones. En este caso, las aguas madres de ácido nítrico se eliminan, obteniendo sales de nitrato utilizadas como fertilizante.

Purificación de ácido tungstico técnico y obtención de W03

El ácido tungstico técnico, obtenido por el método descrito anteriormente, contiene 0,2-0,3% de impurezas. Como resultado de la calcinación ácida a 500-600 C, se obtiene trióxido de tungsteno, adecuado para la producción de aleaciones duras a base de carburo de tungsteno. Sin embargo, la producción de tungsteno requiere trióxido de mayor pureza con un contenido total de impurezas de no más del 0,05 %.

Generalmente se acepta el método del amoníaco para purificar el ácido túngstico. Es fácilmente soluble en agua amoniacal, mientras que la mayoría de las impurezas permanecen en el sedimento: sílice, hidróxidos de hierro y manganeso y calcio (en forma de CaW04). Sin embargo, las soluciones de amoníaco pueden contener una mezcla de molibdeno, sales de metales alcalinos.

De la solución de amoníaco, como resultado de la evaporación y posterior enfriamiento, se aísla un precipitado cristalino de PVA:

Evaporación

12(NH4)2W04 * (NH4)10H2W12O42 4N20 + 14NH3 +

En la práctica industrial, la composición del PVA suele escribirse en forma de óxido: 5(NH4)20-12W03-5H20, que no refleja su naturaleza química como sal de isopoliácido.

La evaporación se lleva a cabo en dispositivos discontinuos o continuos fabricados en acero inoxidable. Por lo general, el 75-80% del tungsteno se aísla en cristales. No es deseable una cristalización más profunda para evitar la contaminación de los cristales con impurezas. Es significativo que la mayor parte de la impureza de molibdeno (70-80%) permanece en las aguas madres. A partir de las aguas madres enriquecidas con impurezas, se precipita el tungsteno en forma de CaW04 o H2W04, que se devuelve a las etapas adecuadas del esquema de producción.

Los cristales de PVA se exprimen en un filtro, luego en una centrífuga, se lavan con agua fría y se secan.

El trióxido de tungsteno se obtiene por descomposición térmica del ácido tungstico o PVA:

H2W04 \u003d "W03 + H20;

(NH4) 10H2W12O42 4H20 = 12W03 + 10NH3 + 10H20. (1.20)

La calcinación se lleva a cabo en hornos eléctricos rotativos con un tubo de acero resistente al calor 20X23H18. El modo de calcinación depende del propósito del trióxido de tungsteno, el tamaño requerido de sus partículas. Entonces, para obtener alambre de tungsteno de grado VA (ver más abajo), el PVA se calcina a 500-550 ° C, los grados de alambre VCh y VT (tungsteno sin aditivos) - a 800-850 ° C.

El ácido tungstico se calcina a 750-850 °C. El trióxido de tungsteno derivado del PVA tiene partículas más grandes que el trióxido derivado del ácido túngstico. En trióxido de tungsteno, destinado a la producción de tungsteno, el contenido de W03 debe ser de al menos 99,95% para la producción de aleaciones duras - al menos 99,9%.

Métodos de extracción e intercambio de iones para el procesamiento de soluciones de tungstato de sodio

El procesamiento de soluciones de tungstato de sodio se simplifica enormemente cuando el tungsteno se extrae de las soluciones mediante extracción con un extractante orgánico, seguido de una nueva extracción de la fase orgánica con una solución de amoníaco con separación de PVA de una solución de amoníaco.

Dado que en un amplio rango de pH=7,5+2,0 el tungsteno se encuentra en soluciones en forma de aniones poliméricos, para la extracción se utilizan extractantes de intercambio aniónico: sales de aminas o bases de amonio cuaternario. En particular, la sal de sulfato de trioctilamina (i?3NH)HS04 (donde R es С8Н17) se usa en la práctica industrial. Las tasas más altas de extracción de tungsteno se observan a pH=2*4.

La extracción se describe mediante la ecuación:

4 (i? 3NH) HS04 (opr) + H2 \ U120 * "(aq) + 2H + (aq) ї \u003d ї

Ї \u003d ї (D3GSh) 4H4 \ U12O40 (org) + 4H80; (ac.). (l.2l)

La amina se disuelve en queroseno, al que se le añade una mezcla técnica de alcoholes polihídricos (C7 - C9) para evitar la precipitación de una fase sólida (debido a la baja solubilidad de las sales de amina en el queroseno). La composición aproximada de la fase orgánica: aminas 10%, alcoholes 15%, queroseno, el resto.

Las soluciones purificadas de mrlibden, así como las impurezas de fósforo, arsénico, silicio y flúor, se envían para su extracción.

El tungsteno se extrae de la fase orgánica con agua amoniacal (3-4% NH3), obteniendo soluciones de tungstato amónico, de las que se aísla el PVA por evaporación y cristalización. La extracción se realiza en aparatos tipo mezclador-sedimentador o en columnas pulsantes con relleno.

Las ventajas del procesamiento de extracción de soluciones de tungstato de sodio son obvias: se reduce el número de operaciones del esquema tecnológico, es posible llevar a cabo un proceso continuo para obtener soluciones de tungstato de amonio a partir de soluciones de tungstato de sodio y se reducen las áreas de producción.

Las aguas residuales del proceso de extracción pueden contener una mezcla de 80-100 mg/l de aminas, así como impurezas de alcoholes superiores y queroseno. Para eliminar estas impurezas dañinas para el medio ambiente, se utilizan la flotación por espuma y la adsorción en carbón activado.

La tecnología de extracción se utiliza en empresas extranjeras y también se implementa en plantas nacionales.

El uso de resinas de intercambio iónico es una dirección del esquema para procesar soluciones de tungstato de sodio que compite con la extracción. Para ello, se utilizan intercambiadores de aniones de bajo contenido básico que contienen grupos amina (a menudo aminas terciarias) o resinas anfóteras (anfolitos) que contienen grupos carboxilo y amina. A pH=2,5+3,5, los polianiones de tungsteno se absorben en las resinas y, para algunas resinas, la capacidad total es de 1700-1900 mg W03 por 1 g de resina. En el caso de la resina en la forma 8C>5~, la sorción y la elución se describen mediante las ecuaciones, respectivamente:

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

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

El método de intercambio iónico fue desarrollado y aplicado en una de las empresas de la URSS. El tiempo de contacto requerido de la resina con la solución es de 8-12 horas El proceso se lleva a cabo en una cascada de columnas de intercambio iónico con lecho de resina suspendido en modo continuo. Una circunstancia complicada es el aislamiento parcial de los cristales de PVA en la etapa de elución, que requiere su separación de las partículas de resina. Como resultado de la elución, se obtienen soluciones que contienen 150-170 g/l W03, que se alimentan a la evaporación y cristalización de PVA.

La desventaja de la tecnología de intercambio iónico en comparación con la extracción es la cinética desfavorable (tiempo de contacto de 8 a 12 horas frente a 5 a 10 minutos para la extracción). Al mismo tiempo, las ventajas de los intercambiadores de iones incluyen la ausencia de soluciones residuales que contengan impurezas orgánicas, así como la seguridad contra incendios y la no toxicidad de las resinas.

Descomposición de concentrados de scheelita con ácidos.

En la práctica industrial, principalmente en el procesamiento de concentrados de scheelita de alto grado (70-75% W03), se utiliza la descomposición directa de scheelita con ácido clorhídrico.

Reaccion de descomposicion:

CaW04 + 2HC1 = W03H20 + CoCl2 (1,24)

Casi irreversible. Sin embargo, el consumo de ácido es mucho mayor que el requerido estequiométricamente (250-300%) debido a la inhibición del proceso por las películas de ácido tungstico sobre las partículas de scheelita.

La descomposición se lleva a cabo en reactores sellados con agitadores, revestidos con esmalte resistente a los ácidos y calentados a través de una camisa de vapor. El proceso se lleva a cabo a 100-110 C. La duración de la descomposición varía de 4-6 a 12 horas, lo que depende del grado de molienda, así como del origen del concentrado (las scheelitas de varios depósitos difieren en reactividad).

Un solo tratamiento no siempre conduce a una apertura completa. En este caso, después de disolver el ácido túngstico en agua amoniacal, el residuo se vuelve a tratar con ácido clorhídrico.

Durante la descomposición de los concentrados de scheelita-powellita con un contenido de 4-5% de molibdeno, la mayor parte del molibdeno pasa a la solución de ácido clorhídrico, lo que se explica por la alta solubilidad del ácido molíbdico en ácido clorhídrico. Entonces, a 20 C en 270 g/l de HCl, las solubilidades de H2Mo04 y H2WO4 son 182 y 0,03 g/l, respectivamente. A pesar de esto, no se logra la separación completa del molibdeno. Los precipitados de ácido túngstico contienen 0,2-0,3% de molibdeno, que no se puede extraer mediante un nuevo tratamiento con ácido clorhídrico.

El método ácido se diferencia de los métodos alcalinos de descomposición de la scheelita por un menor número de operaciones del esquema tecnológico. Sin embargo, cuando se procesan concentrados con un contenido relativamente bajo de W03 (50-55%) con un contenido significativo de impurezas, para obtener paratungstato amónico acondicionado, es necesario realizar dos o tres purificaciones amoniacales de ácido túngstico, que es antieconómico Por lo tanto, la descomposición con ácido clorhídrico se usa principalmente en el procesamiento de concentrados de scheelita ricos y puros.

Las desventajas del método de descomposición con ácido clorhídrico son el alto consumo de ácido, el gran volumen de soluciones residuales de cloruro de calcio y la complejidad de su eliminación.

A la luz de las tareas de creación de tecnologías libres de residuos, el método de descomposición del ácido nítrico de concentrados de scheelita es de interés. En este caso, las soluciones madre son fáciles de desechar, obteniéndose sales de nitrato.

UNIVERSIDAD TÉCNICA DEL ESTADO DE IRKUTSK

como un manuscrito

Artemova Olesya Stanislavovna

DESARROLLO DE UNA TECNOLOGÍA PARA LA EXTRACCIÓN DE TUNGSTENO DE LOS ANTIGUOS RELAVES DEL DZHIDA VMK

Especialidad 25.00.13 - Enriquecimiento de minerales

disertaciones para el grado de candidato de ciencias técnicas

irkutsk 2004

El trabajo se llevó a cabo en la Universidad Técnica Estatal de Irkutsk.

Asesor científico: Doctor en Ciencias Técnicas,

Profesor K. V. Fedotov

Opositores oficiales: Doctor en Ciencias Técnicas,

Profesor Yu.P. Morózov

Candidato de Ciencias Técnicas A.Ya. Mashovich

Organización líder: Estado de San Petersburgo

Instituto Minero (Universidad Técnica)

La defensa tendrá lugar el 22 de diciembre de 2004 a las /0* horas en una reunión del consejo de disertación D 212.073.02 de la Universidad Técnica Estatal de Irkutsk en la dirección: 664074, Irkutsk, st. Lermontov, 83, habitación. K-301

Secretario Científico del Consejo de Disertación Profesor

DESCRIPCIÓN GENERAL DEL TRABAJO

La relevancia de la obra. Las aleaciones de tungsteno se utilizan ampliamente en ingeniería mecánica, minería, industria metalúrgica y en la producción de equipos de iluminación eléctrica. El principal consumidor de tungsteno es la metalurgia.

Es posible aumentar la producción de tungsteno debido a la participación en el procesamiento de compuestos complejos, difíciles de enriquecer, pobres en contenido de componentes valiosos y minerales fuera de balance, a través del uso generalizado de métodos de enriquecimiento por gravedad.

La participación en el procesamiento de relaves obsoletos de Dzhida VMK resolverá el problema urgente de la base de materia prima, aumentará la producción del concentrado de tungsteno demandado y mejorará la situación ambiental en la región Trans-Baikal.

El propósito del trabajo: fundamentar científicamente, desarrollar y probar métodos tecnológicos racionales y modos de enriquecimiento de relaves que contienen tungsteno rancio de Dzhida VMK.

Idea del trabajo: estudio de la relación entre las composiciones estructurales, materiales y de fase de los relaves rancios del Dzhida VMK con sus propiedades tecnológicas, lo que permite crear una tecnología para el procesamiento de materias primas tecnogénicas.

En el trabajo se resolvieron las siguientes tareas: estimar la distribución de tungsteno en todo el espacio de la principal formación tecnogénica de Dzhida VMK; para estudiar la composición material de los relaves rancios del Dzhizhinsky VMK; investigar el contraste de relaves rancios en el tamaño original según el contenido de W y 8 (II); investigar la capacidad de lavado gravitacional de los relaves rancios del Dzhida VMK en varios tamaños; determinar la viabilidad de utilizar el enriquecimiento magnético para mejorar la calidad de los concentrados que contienen tungsteno crudo; optimizar el esquema tecnológico para el enriquecimiento de materias primas tecnogénicas de la OTO de Dzhida VMK; realizar pruebas semi-industriales del esquema desarrollado para la extracción de W de relaves viciados de la FESCO.

Métodos de investigación: métodos espectrales, ópticos, óptico-geométricos, químicos, mineralógicos, de fase, gravitacionales y magnéticos para analizar la composición material y las propiedades tecnológicas de las materias primas minerales originales y los productos de enriquecimiento.

La fiabilidad y validez de las disposiciones científicas, las conclusiones son proporcionadas por un volumen representativo de investigación de laboratorio; confirmado por la convergencia satisfactoria de los resultados de enriquecimiento calculados y obtenidos experimentalmente, la correspondencia de los resultados de las pruebas piloto y de laboratorio.

BIBLIOTECA NACIONAL I Spec glyle!

Novedad científica:

1. Se ha establecido que las materias primas tecnogénicas que contienen tungsteno de Dzhida VMK en cualquier tamaño se enriquecen de manera efectiva mediante el método gravitacional.

2. Con la ayuda de curvas generalizadas de preparación gravitacional, se determinaron los parámetros tecnológicos limitantes para el procesamiento de relaves rancios de Dzhida VMK de varios tamaños por el método gravitacional y se identificaron las condiciones para obtener relaves de descarga con pérdidas mínimas de tungsteno.

3. Se han establecido nuevos patrones de procesos de separación, que determinan el lavado gravitatorio de materias primas tecnogénicas que contienen tungsteno con un tamaño de partícula de +0,1 mm.

4. Para los viejos relaves de Dzhida VMK, se encontró una correlación confiable y significativa entre los contenidos de WO3 y S(II).

Importancia práctica: se ha desarrollado una tecnología para el enriquecimiento de relaves rancios de Dzhida VMK, que garantiza la extracción efectiva de tungsteno, lo que hace posible obtener un concentrado de tungsteno acondicionado.

Aprobación del trabajo: el contenido principal del trabajo de disertación y sus disposiciones individuales se informaron en las conferencias científicas y técnicas anuales de la Universidad Técnica Estatal de Irkutsk (Irkutsk, 2001-2004), el seminario escolar de toda Rusia para jóvenes científicos " Leon Readings - 2004" (Irkutsk, 2004), simposio científico "Miner's Week - 2001" (Moscú, 2001), conferencia científica y práctica de toda Rusia "Nuevas tecnologías en metalurgia, química, enriquecimiento y ecología" (San Petersburgo, 2004) .), Plaksinsky Readings - 2004. El trabajo de disertación completo fue presentado en el Departamento de Procesamiento de Minerales e Ingeniería Ecológica de la ISTU, 2004 y en el Departamento de Procesamiento de Minerales, SPGGI (TU), 2004.

Publicaciones. Sobre el tema de la disertación, se han publicado 8 publicaciones impresas.

Estructura y alcance del trabajo. El trabajo de disertación consta de una introducción, 3 capítulos, conclusión, 104 fuentes bibliográficas y contiene 139 páginas, incluyendo 14 figuras, 27 tablas y 3 apéndices.

El autor expresa su profundo agradecimiento al asesor científico, Doctor en Ciencias Técnicas, prof. KV Fedotov por su orientación profesional y amable; profe. ÉL. Belkova por sus valiosos consejos y útiles comentarios críticos realizados durante la discusión del trabajo de tesis; GEORGIA. Badenikova - para consultar sobre el cálculo del esquema tecnológico. El autor agradece sinceramente al personal del departamento por la asistencia integral y el apoyo brindado en la preparación de la tesis.

Los requisitos previos objetivos para la participación de formaciones tecnogénicas en el volumen de producción son:

La inevitabilidad de preservar el potencial de los recursos naturales. Está asegurada por una reducción en la extracción de recursos minerales primarios y una disminución en la cantidad de daño causado al medio ambiente;

La necesidad de sustituir los recursos primarios por secundarios. Por las necesidades de producción en materia y materias primas, incluidas aquellas industrias cuya base de recursos naturales se encuentre prácticamente agotada;

La posibilidad de aprovechamiento de los residuos industriales está asegurada por la introducción del progreso científico y tecnológico.

La producción de productos a partir de depósitos tecnogénicos, por regla general, es varias veces más barata que a partir de materias primas extraídas especialmente para este fin, y se caracteriza por un rápido retorno de la inversión.

Los sitios de almacenamiento de desechos de beneficio de minerales son objeto de un mayor peligro ambiental debido a su impacto negativo en la cuenca del aire, las aguas subterráneas y superficiales y la cobertura del suelo en vastas áreas.

Los pagos por contaminación son una forma de compensación por el daño económico de las emisiones y descargas de contaminantes en el medio ambiente, así como por la eliminación de desechos en el territorio de la Federación Rusa.

El campo de mineral de Dzhida pertenece al tipo de depósitos hidrotermales profundos de alta temperatura de cuarzo-wolframita (o cuarzo-hubnerita), que juegan un papel importante en la extracción de tungsteno. El mineral principal es la wolframita, cuya composición varía de ferberita a pobnerita con todos los miembros intermedios de la serie. Scheelita es un tungstato menos común.

Los minerales con wolframita se enriquecen principalmente según el esquema de gravedad; por lo general, los métodos gravitacionales de enriquecimiento húmedo se utilizan en máquinas jigging, hidrociclones y mesas de concentración. La separación magnética se utiliza para obtener concentrados acondicionados.

Hasta 1976, los minerales en la planta Dzhida VMK se procesaban de acuerdo con un esquema de gravedad de dos etapas, incluido el enriquecimiento medio-pesado en hidrociclones, una concentración en dos etapas de materiales minerales clasificados estrictamente en mesas de tres pisos del tipo SK-22, trituración y enriquecimiento de productos industriales en un ciclo separado. El lodo se enriqueció de acuerdo con un esquema de gravedad separado utilizando tablas de lodos de concentración nacionales y extranjeras.

De 1974 a 1996 Se almacenaron relaves de enriquecimiento de solo minerales de tungsteno. En 1985-86, los minerales fueron procesados ​​según el esquema tecnológico de flotación por gravedad. Por lo tanto, los relaves del enriquecimiento por gravedad y el sulfuro producto de la flotación por gravedad se vertían en el vertedero principal de relaves. Desde mediados de la década de 1980, debido al mayor flujo de mineral suministrado desde la mina Inkursky, la proporción de desechos de las grandes

clases, hasta 1-3 mm. Después del cierre de la planta de procesamiento y minería de Dzhida en 1996, el estanque de sedimentación se autodestruyó debido a la evaporación y la filtración.

En el año 2000, la “Instalación de relaves de descarga de emergencia” (HAS) se destacó como un objeto independiente debido a su diferencia bastante significativa con la instalación de relaves principal en términos de condiciones de ocurrencia, la escala de las reservas, la calidad y el grado de conservación de los residuos tecnogénicos. playa. Otro relave secundario son los depósitos tecnogénicos aluviales (ATO), que incluyen relaves de flotación redepositados de minerales de molibdeno en el área del valle del río. Modonkul.

Los estándares básicos para el pago por la eliminación de desechos dentro de los límites establecidos para Dzhida VMK son 90,620,000 rublos. El daño ambiental anual por la degradación de la tierra debido a la colocación de relaves de minerales rancios se estima en 20.990.200 rublos.

Por lo tanto, la participación en el procesamiento de relaves obsoletos del enriquecimiento del mineral Dzhida VMK permitirá: 1) resolver el problema de la base de materia prima de la empresa; 2) aumentar la producción del "-concentrado" demandado y 3) mejorar la situación ecológica en la región Trans-Baikal.

La composición del material y las propiedades tecnológicas de la formación mineral tecnogénica del Dzhida VMK.

Se llevaron a cabo pruebas geológicas de relaves rancios del Dzhida VMK. Al examinar un vertedero lateral de relaves (Instalación de relaves de descarga de emergencia (HAS)), se tomaron 13 muestras. Se tomaron 5 muestras en el área del depósito ATO. El área de muestreo del botadero principal de relaves (MTF) fue de 1015 mil m2 (101,5 ha), se tomaron 385 muestras parciales. La masa de las muestras tomadas es de 5 toneladas. Todas las muestras tomadas fueron analizadas para determinar el contenido de "03 y 8 (I).

Se compararon estadísticamente OTO, CHAT y ATO en cuanto al contenido de "03" mediante la prueba t de Student. Con una probabilidad de confianza del 95% se estableció: 1) la ausencia de una diferencia estadística significativa en el contenido de "03" " entre muestras privadas de relaves secundarios; 2) los resultados promedio de las pruebas del OTO en términos del contenido de "03" en 1999 y 2000 se refieren a la misma población general; 3) los resultados promedio de las pruebas de los relaves principal y secundario en términos del contenido de "03 difieren significativamente entre sí y las materias primas minerales de todos los relaves no pueden procesarse de acuerdo con la misma tecnología.

El tema de nuestro estudio es la relatividad general.

La composición material de las materias primas minerales de la OTO de Dzhida VMK se estableció de acuerdo con el análisis de muestras tecnológicas ordinarias y grupales, así como los productos de su procesamiento. Se analizaron muestras aleatorias para determinar el contenido de "03 y 8(11). Las muestras grupales se usaron para análisis mineralógicos, químicos, de fase y de tamiz.

Según el análisis semicuantitativo espectral de una muestra analítica representativa, el principal componente útil - " y secundario - Pb, /u, Cu, Au y Contenido "03 en forma de scheelita

bastante estable en todas las clases de tamaño de varias diferencias de arena y promedios 0.042-0.044%. El contenido de WO3 en forma de hübnerita no es el mismo en diferentes clases de tamaño. Se aprecian altos contenidos de WO3 en forma de hübnerita en partículas de tamaño +1 mm (de 0,067 a 0,145%) y especialmente en la clase -0,08+0 mm (de 0,210 a 0,273%). Esta característica es típica de arenas claras y oscuras y se conserva para la muestra promediada.

Los resultados de los análisis espectrales, químicos, mineralógicos y de fase confirman que las propiedades de la hubnerita, como principal forma mineral \UO3, determinarán la tecnología de enriquecimiento de materias primas minerales por parte de OTO Dzhida VMK.

Las características granulométricas de las materias primas OTO con la distribución de tungsteno por clases de tamaño se muestran en la fig. 1.2.

Se puede ver que la mayor parte del material de muestra OTO (~58 %) tiene una finura de -1 + 0,25 mm, el 17 % se divide en clases grandes (-3 + 1 mm) y pequeñas (-0,25 + 0,1 mm) . La proporción de material con un tamaño de partícula de -0,1 mm es de alrededor del 8%, de los cuales la mitad (4,13%) cae en la clase de lodo -0,044 + 0 mm.

El tungsteno se caracteriza por una ligera fluctuación (0,04-0,05 %) en el contenido en clases de tamaño de -3 +1 mm a -0,25 + 0,1 mm y un fuerte aumento (hasta 0,38 %) en la clase de tamaño -0,1+ 0,044 mm. En la clase de limo -0,044+0 mm, el contenido de tungsteno se reduce al 0,19%. Es decir, el 25,28 % del tungsteno se concentra en la clase -0,1 + 0,044 mm con una salida de esta clase de alrededor del 4 % y el 37,58 % en la clase -0,1 + 0 mm con una salida de esta clase de 8,37 %.

Como resultado del análisis de datos sobre la impregnación de hubnerita y scheelita en las materias primas minerales OTO del tamaño inicial y triturado a - 0,5 mm (ver Tabla 1).

Tabla 1 - Distribución de granos e intercrecimientos de pobnerita y scheelita por clases de tamaño de las materias primas minerales iniciales y trituradas _

Clases de tamaño, mm Distribución, %

Huebnerita Scheelita

Libre granos | empalmes granos | empalmes

Material OTO en tamaño original (- 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

Importe 62,8 37,2 64,5 35,5

Material OTO rectificado a - 0,5 +0 mm

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

Importe 80,1 19,9 78,5 21,5

Se concluye que es necesario clasificar las materias primas minerales deslamadas OTO por tamaño de 0,1 mm y enriquecimiento separado de las clases resultantes. De la clase grande, se sigue: 1) para separar los granos libres en un concentrado bruto, 2) para someter los relaves que contienen intercrecimientos a trituración, deslamado, combinación con la clase deslamada -0.1 + 0 mm de las materias primas minerales originales y gravedad enriquecimiento para extraer granos finos de scheelita y pobnerita en un medio.

Para evaluar el contraste de materias primas minerales OTO, se utilizó una muestra tecnológica, que es un conjunto de 385 muestras individuales. Los resultados del fraccionamiento de muestras individuales según el contenido de WO3 y sulfuro de azufre se muestran en la Fig. 3,4.

0 S OS 0.2 "l M ol O 2 SS * _ " 8

S(kk|Jupytetr"oknsmm"fr**m.% Contiene gulfkshoYa

Arroz. Fig. 3 Curvas de contraste condicional de la Fig. inicial. 4 Curvas de contraste condicionales de la inicial

materias primas minerales OTO según el contenido N/O) materias primas minerales OTO según el contenido 8 (II)

Se encontró que las relaciones de contraste para el contenido de WO3 y S (II) son 0,44 y 0,48, respectivamente. Teniendo en cuenta la clasificación de los minerales por contraste, las materias primas minerales investigadas según el contenido de WO3 y S (II) pertenecen a la categoría de minerales sin contraste. El enriquecimiento radiométrico no es

adecuado para extraer tungsteno de relaves rancios de pequeño tamaño del Dzhida VMK.

Los resultados del análisis de correlación, que revelaron una relación matemática entre las concentraciones de \\O3 y S (II) (C3 = 0»0232+0.038C5(u) y r=0.827; la correlación es confiable y confiable), confirman las conclusiones sobre la inconveniencia de utilizar la separación radiométrica.

Los resultados del análisis de la separación de granos minerales OTO en líquidos pesados ​​preparados a base de bromuro de selenio se utilizaron para calcular y trazar curvas de lavabilidad por gravedad (Fig. 5), de cuya forma, especialmente la curva, se deduce que OTO de Dzhida VMK es adecuado para cualquier método de enriquecimiento gravitacional mineral.

Teniendo en cuenta las deficiencias en el uso de las curvas de enriquecimiento gravitacional, especialmente la curva para determinar el contenido de metal en las fracciones superficiales con un rendimiento o recuperación dado, se construyeron curvas de enriquecimiento gravitatorio generalizado (Fig. 6), los resultados del análisis de que se dan en la Tabla. 2.

Tabla 2 - Pronóstico de indicadores tecnológicos de enriquecimiento de diferentes clases de tamaño de relaves rancios de Dzhida VMK por el método de gravedad_

g Tamaño de ley, mm Pérdidas máximas \Y con relaves, % Rendimiento de relaves, % Contenido de XV, %

en las colas al final

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

En términos de lavabilidad gravitacional, las clases -0,25+0,044 y -0,1+0,044 mm difieren significativamente del material de otros tamaños. Los mejores indicadores tecnológicos del enriquecimiento gravitatorio de las materias primas minerales se prevén para la clase de tamaño -0,1+0,044 mm:

Los resultados del fraccionamiento electromagnético de fracciones pesadas (HF), análisis gravitacional utilizando un imán universal Sochnev C-5 y separación magnética de HF mostraron que el rendimiento total de fracciones fuertemente magnéticas y no magnéticas es de 21,47% y las pérdidas "en ellas son 4,5% Se predicen pérdidas mínimas "con una fracción no magnética y el contenido máximo" en el producto débilmente magnético combinado si la alimentación de separación en un campo magnético fuerte tiene un tamaño de partícula de -0,1+0 mm.

Arroz. 5 Curvas de lavabilidad por gravedad para relaves rancios del Dzhida VMK

f) clase -0,1+0,044 mm

Arroz. 6 Curvas generalizadas de lavabilidad gravitacional de varias clases de tamaño de materias primas minerales OTO

Desarrollo de un esquema tecnológico para el enriquecimiento de relaves rancios del Dzhida VM K

Los resultados de las pruebas tecnológicas de varios métodos de enriquecimiento gravitacional de relaves rancios del Dzhida VMK se presentan en la Tabla. 3.

Tabla 3 - Resultados de las pruebas de dispositivos de gravedad

Se han obtenido indicadores tecnológicos comparables para la extracción de WO3 en un concentrado bruto durante el enriquecimiento de relaves viciados no clasificados tanto con separación por tornillo como con separación centrífuga. Las pérdidas mínimas de WO3 con relaves se encontraron durante el enriquecimiento en un concentrador centrífugo de la clase -0,1+0 mm.

En mesa. 4 muestra la composición granulométrica del concentrado de W bruto con un tamaño de partícula de -0,1+0 mm.

Tabla 4 - Distribución del tamaño de partícula del concentrado de W crudo

Clase de tamaño, mm Rendimiento de clases, % Contenido Distribución de AUOz

Absoluto Relativo, %

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

Total 100,00 0,75 75,0005 100,0

En el concentrado, la cantidad principal de WO3 está en la clase -0,044+0,020 mm.

De acuerdo con los datos del análisis mineralógico, en comparación con el material de origen, la fracción de masa de pobnerita (1,7%) y minerales sulfurados, especialmente pirita (16,33%), es mayor en el concentrado. El contenido de formación de rocas - 76,9%. La calidad del concentrado de W crudo se puede mejorar mediante la aplicación sucesiva de separación magnética y centrífuga.

Los resultados de las pruebas de aparatos de gravedad para extraer >UOz de los relaves del enriquecimiento gravitacional primario de materias primas minerales OTO con un tamaño de partícula de +0,1 mm (Tabla 5) demostraron que el aparato más eficaz es el concentrador KKEL80N

Tabla 5 - Resultados de las pruebas del aparato de gravedad

Producto G,% ßwo>, % rßwo> st ">, %

separador de tornillo

Concentrado 19,25 0,12 2,3345 29,55

Relaves 80,75 0,07 5,5656 70,45

Muestra inicial 100,00 0,079 7,9001 100,00

puerta de enlace del ala

Concentrado 15,75 0,17 2,6750 33,90

Relaves 84,25 0,06 5,2880 66,10

Muestra inicial 100,00 0,08 7,9630 100,00

tabla de concentracion

Concentrado 23,73 0,15 3,56 44,50

Relaves 76,27 0,06 4,44 55,50

Muestra inicial 100,00 0,08 8,00 100,00

concentrador centrífugo KC-MD3

Concentrado 39,25 0,175 6,885 85,00

Relaves 60,75 0,020 1,215 15,00

Muestra inicial 100,00 0,081 8,100 100,00

Al optimizar el esquema tecnológico para el enriquecimiento de materias primas minerales por parte de la OTO de Dzhida VMK, se tuvo en cuenta lo siguiente: 1) esquemas tecnológicos para el procesamiento de minerales de wolframita finamente diseminados de plantas de enriquecimiento nacionales y extranjeras; 2) características técnicas de los equipos modernos utilizados y sus dimensiones; 3) la posibilidad de utilizar el mismo equipo para la ejecución simultánea de dos operaciones, por ejemplo, la separación de minerales por tamaño y deshidratación; 4) costos económicos por diseño hardware del esquema tecnológico; 5) los resultados presentados en el Capítulo 2; 6) Requisitos GOST para la calidad de los concentrados de tungsteno.

Durante las pruebas semi-industriales de la tecnología desarrollada (Fig. 7-8 y Tabla 6), se procesaron 15 toneladas de materias primas minerales iniciales en 24 horas.

Los resultados del análisis espectral de una muestra representativa del concentrado obtenido confirman que el W-concentrado III de la separación magnética está condicionado y corresponde al grado KVG (T) GOST 213-73.

Fig.8 Los resultados de las pruebas tecnológicas del esquema para el acabado de concentrados brutos y productos intermedios de relaves rancios de Dzhida VMK

Tabla 6 - Resultados de la prueba del esquema tecnológico

producto u

Concentrado acondicionador 0.14 62.700 8.778 49.875

Vertedero de relaves 99,86 0,088 8,822 50,125

Mineral de origen 100,00 0,176 17,600 100,000

CONCLUSIÓN

El documento brinda una solución a un problema científico y de producción urgente: métodos tecnológicos efectivos científicamente fundamentados, desarrollados y, hasta cierto punto, implementados para extraer tungsteno de los relaves rancios de la concentración de mineral Dzhida VMK.

Los principales resultados de la investigación, el desarrollo y su implementación práctica son los siguientes

El principal componente útil es el tungsteno, según el contenido del cual los relaves rancios son un mineral sin contraste, está representado principalmente por la hubnerita, que determina las propiedades tecnológicas de las materias primas tecnogénicas. El tungsteno se distribuye de manera desigual en las clases de tamaño y su cantidad principal se concentra en el tamaño

Se ha demostrado que el único método efectivo de enriquecimiento de relaves rancios que contienen W del Dzhida VMK es la gravedad. Con base en el análisis de las curvas generalizadas de concentración gravitacional de relaves viciados que contienen W, se ha establecido que los relaves de descarga con pérdidas mínimas de tungsteno son un sello distintivo del enriquecimiento de materias primas tecnogénicas con un tamaño de partícula de -0.1 + Omm . Se han establecido nuevos patrones de procesos de separación, que determinan los parámetros tecnológicos del enriquecimiento por gravedad de los relaves rancios de Dzhida VMK con una finura de +0,1 mm.

Se ha demostrado que entre los aparatos de gravedad utilizados en la industria minera en el enriquecimiento de minerales que contienen W, para la máxima extracción de tungsteno de las materias primas tecnogénicas de Dzhida VMK en concentrados W brutos, un separador de tornillo y un relave KKEb80N de enriquecimiento primario de materias primas tecnogénicas que contienen W en tamaño - 0,1 mm.

3. El esquema tecnológico optimizado para la extracción de tungsteno de los relaves rancios de la concentración de mineral de Dzhida VMK permitió obtener un concentrado de W acondicionado, resolver el problema del agotamiento de los recursos minerales de Dzhida VMK y reducir el impacto negativo de las actividades productivas de la empresa en el medio ambiente.

Uso preferente de equipos de gravedad. Durante las pruebas semi-industriales de la tecnología desarrollada para la extracción de tungsteno de los relaves rancios de Dzhida VMK, se obtuvo un "-concentrado" acondicionado con un contenido de 03 62,7 % con una extracción de 49,9 %. El período de amortización de la planta de enriquecimiento para el procesamiento de relaves obsoletos de Dzhida VMK con el fin de extraer tungsteno fue de 0,55 años.

Las principales disposiciones del trabajo de tesis se publican en los siguientes trabajos:

1. Fedotov K.V., Artemova O.S., Polinskina I.V. Evaluación de la posibilidad de procesar relaves rancios de Dzhida VMK, Ore dressing: Sat. científico obras. - Irkutsk: Editorial de ISTU, 2002. - 204 p., S. 74-78.

2. Fedotov K.V., Senchenko A.E., Artemova O.S., Polinkina I.V. El uso de un separador centrífugo con descarga continua de concentrado para la extracción de tungsteno y oro de los relaves de Dzhida VMK, Problemas ambientales y nuevas tecnologías para el procesamiento complejo de materias primas minerales: Actas de la Conferencia Internacional "Plaksin Readings - 2002 ". - M.: P99, Editorial del PCC "Altex", 2002 - 130 p., P. 96-97.

3. Zelinskaya E.V., Artemova O.S. La posibilidad de ajustar la selectividad de la acción del colector durante la flotación de minerales que contienen tungsteno de relaves rancios, cambios dirigidos en las propiedades fisicoquímicas de los minerales en los procesos de procesamiento de minerales (lecturas de Plaksin), materiales de la reunión internacional . - M.: Alteks, 2003. -145 s, p.67-68.

4. Fedotov K.V., Artemova O.S. Problemas de procesamiento de productos que contienen tungsteno obsoletos Métodos modernos de procesamiento de materias primas minerales: materiales de conferencia. Irkutsk: Irk. Estado. Aquellos. Universidad, 2004 - 86 págs.

5. Artemova O. S., Gaiduk A. A. Extracción de tungsteno de relaves rancios de la planta de tungsteno-molibdeno de Dzhida. Perspectivas para el desarrollo de la tecnología, la ecología y la automatización de las industrias química, alimentaria y metalúrgica: Actas de la conferencia científica y práctica. - Irkutsk: Editorial del ISTU. - 2004 - 100 págs.

6. Artemova S.O. Evaluación de la distribución desigual de tungsteno en el relave de Dzhida. Métodos modernos para evaluar las propiedades tecnológicas de las materias primas minerales de metales preciosos y diamantes y tecnologías progresivas para su procesamiento (Lecturas de Plaksin): Actas de la reunión internacional. Irkutsk, 13-17 de septiembre de 2004 - M.: Alteks, 2004. - 232 págs.

7. Artemova O.S., Fedotov K.V., Belkova O.N. Perspectivas para el uso del depósito tecnogénico de Dzhida VMK. Conferencia científica y práctica de toda Rusia "Nuevas tecnologías en metalurgia, química, enriquecimiento y ecología", San Petersburgo, 2004

Firmado para impresión 12. H 2004. Formato 60x84 1/16. Papel para imprimir. Impresión offset. conversión horno yo Uch.-ed.l. 125. Circulación 400 ejemplares. Ley 460.

ID No. 06506 del 26 de diciembre de 2001 Universidad Técnica Estatal de Irkutsk 664074, Irkutsk, st. Lermontova, 83

Fondo Ruso RNB

1. IMPORTANCIA DE LAS MATERIAS PRIMAS MINERALES ARTIFICIALES

1.1. Recursos minerales de la industria del mineral en la Federación de Rusia y la subindustria de tungsteno

1.2. Formaciones minerales tecnogénicas. Clasificación. La necesidad de usar

1.3. Formación mineral tecnogénica del Dzhida VMK

1.4. Metas y objetivos del estudio. Métodos de búsqueda. Disposiciones para la defensa

2. INVESTIGACIÓN DE LA COMPOSICIÓN MATERIAL Y LAS PROPIEDADES TECNOLÓGICAS DE ANTIGUOS RELAVES DEL DZHIDA VMK

2.1. Muestreo geológico y evaluación de la distribución de tungsteno

2.2. La composición material de las materias primas minerales.

2.3. Propiedades tecnológicas de las materias primas minerales.

2.3.1. calificación

2.3.2. Estudio de la posibilidad de separación radiométrica de materias primas minerales en tamaño inicial

2.3.3. Análisis de gravedad

2.3.4. Análisis magnético

3. DESARROLLO DE UN ESQUEMA TECNOLÓGICO PARA LA EXTRACCIÓN DE TUNGSTENO DE LOS ANTIGUOS RELAVES DEL VMK DZHIDA

3.1. Pruebas tecnológicas de diferentes dispositivos de gravedad durante el enriquecimiento de relaves rancios de varios tamaños

3.2. Optimización del esquema de procesamiento de GR

3.3. Pruebas semi-industriales del esquema tecnológico desarrollado para el enriquecimiento de la relatividad general y planta industrial

Introducción Disertación en ciencias de la tierra, sobre el tema "Desarrollo de tecnología para extraer tungsteno de los relaves rancios de Dzhida VMK"

Las ciencias del enriquecimiento de minerales tienen como objetivo principal desarrollar los fundamentos teóricos de los procesos de separación de minerales y crear aparatos de enriquecimiento, para revelar la relación entre los patrones de distribución de los componentes y las condiciones de separación en los productos de enriquecimiento para aumentar la selectividad y la velocidad de separación, su eficiencia y economía y seguridad ambiental.

A pesar de las importantes reservas minerales y la reducción del consumo de recursos en los últimos años, el agotamiento de los recursos minerales es uno de los problemas más importantes de Rusia. El uso débil de tecnologías de ahorro de recursos contribuye a grandes pérdidas de minerales durante la extracción y el enriquecimiento de materias primas.

Un análisis del desarrollo de equipos y tecnología para el procesamiento de minerales durante los últimos 10 a 15 años indica logros significativos de la ciencia fundamental nacional en el campo de la comprensión de los principales fenómenos y patrones en la separación de complejos minerales, lo que hace posible crear altamente procesos y tecnologías eficientes para el procesamiento primario de minerales de composición de materiales complejos y, en consecuencia, para proporcionar a la industria metalúrgica la gama y calidad necesaria de concentrados. Al mismo tiempo, en nuestro país, en comparación con los países extranjeros desarrollados, todavía hay un retraso significativo en el desarrollo de la base de construcción de maquinaria para la producción de equipos de enriquecimiento principales y auxiliares, en términos de su calidad, consumo de metal, intensidad energética y resistencia al desgaste.

Además, debido a la afiliación departamental de las empresas de minería y procesamiento, las materias primas complejas se procesaban solo teniendo en cuenta las necesidades necesarias de la industria para un metal en particular, lo que conducía al uso irracional de los recursos minerales naturales y a un aumento en el costo. de almacenamiento de residuos. Actualmente se han acumulado más de 12 mil millones de toneladas de residuos, cuyo contenido en componentes valiosos supera en algunos casos su contenido en depósitos naturales.

Además de las tendencias negativas anteriores, a partir de los años 90, la situación ambiental en las empresas de extracción y procesamiento ha empeorado drásticamente (en varias regiones que amenazan la existencia no solo de la biota, sino también de los humanos), ha habido una disminución progresiva en la extracción de minerales de metales ferrosos y no ferrosos, materias primas mineras y químicas, el deterioro de la calidad de los minerales procesados ​​y, como resultado, la participación en el procesamiento de minerales refractarios de composición de materiales complejos, caracterizados por un bajo contenido de componentes valiosos , difusión fina y propiedades tecnológicas similares de los minerales. Por lo tanto, en los últimos 20 años, el contenido de metales no ferrosos en los minerales ha disminuido 1,3-1,5 veces, el hierro 1,25 veces, el oro 1,2 veces, la proporción de minerales refractarios y carbón ha aumentado del 15% al ​​40%. de la masa total de materias primas suministradas para el enriquecimiento.

El impacto humano sobre el medio ambiente natural en el proceso de la actividad económica se está volviendo global. En cuanto a la escala de rocas extraídas y transportadas, la transformación del relieve, el impacto en la redistribución y dinámica de las aguas superficiales y subterráneas, la activación del transporte geoquímico, etc. esta actividad es comparable a los procesos geológicos.

La escala sin precedentes de los recursos minerales recuperables conduce a su rápido agotamiento, la acumulación de una gran cantidad de desechos en la superficie terrestre, en la atmósfera y la hidrosfera, la degradación gradual de los paisajes naturales, la reducción de la biodiversidad, la disminución del potencial natural de los territorios y sus funciones vitales.

Las instalaciones de almacenamiento de desechos para el procesamiento de minerales son objeto de un mayor peligro ambiental debido a su impacto negativo en la cuenca del aire, las aguas subterráneas y superficiales y la cobertura del suelo en vastas áreas. Junto con esto, los relaves son depósitos artificiales poco explorados, cuyo uso permitirá obtener fuentes adicionales de minerales y materias primas minerales con una reducción significativa en la escala de perturbación del entorno geológico en la región.

La producción de productos a partir de depósitos tecnogénicos, por regla general, es varias veces más barata que a partir de materias primas extraídas especialmente para este fin, y se caracteriza por un rápido retorno de la inversión. Sin embargo, la compleja composición química, mineralógica y granulométrica de los relaves, así como la amplia gama de minerales que contienen (desde los componentes principales y asociados hasta los materiales de construcción más simples) dificultan el cálculo del efecto económico total de su procesamiento y determinar un enfoque individual para evaluar cada relave.

En consecuencia, en este momento han surgido una serie de contradicciones insolubles entre el cambio en la naturaleza de la base de recursos minerales, es decir, la necesidad de involucrarse en el procesamiento de minerales refractarios y depósitos artificiales, la situación ambientalmente agravada en las regiones mineras y el estado de la tecnología, la tecnología y la organización del procesamiento primario de materias primas minerales.

Los problemas del uso de desechos del enriquecimiento de metales polimetálicos, auríferos y raros tienen aspectos tanto económicos como ambientales.

VIRGINIA. Chanturia, V.Z. Kozin, V. M. Avdokhin, S.B. Leonov, JI.A. Barsky, A.A. Abramov, VI. Karmazin, S. I. Mitrofanov y otros.

Una parte importante de la estrategia general de la industria minera, incl. tungsteno, es el crecimiento en el uso de desechos de procesamiento de minerales como fuentes adicionales de minerales y materias primas minerales, con una reducción significativa en el alcance de la perturbación del medio ambiente geológico en la región y el impacto negativo en todos los componentes del medio ambiente.

En el campo del aprovechamiento de los residuos de procesamiento de minerales, lo más importante es un estudio mineralógico y tecnológico detallado de cada yacimiento tecnogénico específico e individual, cuyos resultados permitirán desarrollar una tecnología eficaz y respetuosa con el medio ambiente para el desarrollo industrial de una fuente adicional. de minerales y materias primas minerales.

Los problemas considerados en el trabajo de tesis se resolvieron de acuerdo con la dirección científica del Departamento de Procesamiento de Minerales y Ecología de Ingeniería de la Universidad Técnica Estatal de Irkutsk sobre el tema "Investigación fundamental y tecnológica en el campo del procesamiento de materias primas minerales y tecnogénicas para el propósito de su uso integrado, teniendo en cuenta los problemas ambientales en sistemas industriales complejos ” y el tema de la película No. 118 “Investigación sobre la lavabilidad de los relaves rancios de Dzhida VMK”.

El propósito del trabajo es fundamentar científicamente, desarrollar y probar métodos tecnológicos racionales para el enriquecimiento de relaves que contienen tungsteno obsoleto del Dzhida VMK.

En el trabajo se resolvieron las siguientes tareas:

Evaluar la distribución de tungsteno en todo el espacio de la principal formación tecnogénica de Dzhida VMK;

Para estudiar la composición material de los relaves rancios del Dzhizhinsky VMK;

Investigar el contraste de relaves rancios en el tamaño original por el contenido de W y S (II); investigar la capacidad de lavado gravitacional de los relaves rancios del Dzhida VMK en varios tamaños;

Determinar la viabilidad de utilizar el enriquecimiento magnético para mejorar la calidad de los concentrados que contienen tungsteno crudo;

Optimizar el esquema tecnológico para el enriquecimiento de materias primas tecnogénicas de la OTO de Dzhida VMK; realizar pruebas semi-industriales del esquema desarrollado para extraer W de relaves viciados de la FESCO;

Desarrollar un esquema de una cadena de aparatos para el procesamiento industrial de relaves rancios de Dzhida VMK.

Para realizar la investigación, se utilizó una muestra tecnológica representativa de relaves rancios del Dzhida VMK.

Al resolver los problemas formulados, se utilizaron los siguientes métodos de investigación: métodos espectrales, ópticos, químicos, mineralógicos, de fase, gravitacionales y magnéticos para analizar la composición del material y las propiedades tecnológicas de las materias primas minerales iniciales y los productos de enriquecimiento.

Se someten a defensa las siguientes disposiciones científicas principales: Se establecen regularidades de distribución de las materias primas minerales tecnogénicas iniciales y tungsteno por clases de tamaño. Se demuestra la necesidad de una clasificación primaria (preliminar) por tamaño de 3 mm.

Las características cuantitativas de los relaves rancios del aderezo de minerales de Dzhida VMK se han establecido en términos del contenido de WO3 y sulfuro de azufre. Está probado que las materias primas minerales originales pertenecen a la categoría de minerales sin contraste. Se reveló una correlación significativa y fiable entre los contenidos de WO3 y S (II).

Se han establecido patrones cuantitativos de enriquecimiento gravitacional de relaves rancios del Dzhida VMK. Se ha demostrado que para el material fuente de cualquier tamaño, un método efectivo para extraer W es el enriquecimiento por gravedad. Se determinan los indicadores tecnológicos predictivos del enriquecimiento gravitacional de las materias primas minerales iniciales en varios tamaños.

Se han establecido regularidades cuantitativas en la distribución de relaves rancios del enriquecimiento de mineral Dzhida VMK por fracciones de diferente susceptibilidad magnética específica. Se ha demostrado que el uso sucesivo de la separación magnética y centrífuga mejora la calidad de los productos crudos que contienen W. Se han optimizado los modos tecnológicos de separación magnética.

Conclusión Disertación sobre el tema "Enriquecimiento de minerales", Artemova, Olesya Stanislavovna

Los principales resultados de la investigación, el desarrollo y su implementación práctica son los siguientes:

1. Se llevó a cabo un análisis de la situación actual en la Federación Rusa con los recursos minerales de la industria del mineral, en particular, la industria del tungsteno. En el ejemplo de Dzhida VMK, se muestra que el problema de involucrarse en el procesamiento de relaves de minerales obsoletos es relevante y tiene importancia tecnológica, económica y ambiental.

2. Se han establecido la composición del material y las propiedades tecnológicas de la principal formación tecnogénica portadora de W de Dzhida VMK.

El principal componente útil es el tungsteno, según el contenido del cual los relaves rancios son un mineral sin contraste, está representado principalmente por la hubnerita, que determina las propiedades tecnológicas de las materias primas tecnogénicas. El tungsteno se distribuye de manera desigual en las clases de tamaño y su cantidad principal se concentra en el tamaño -0,5 + 0,1 y -0,1 + 0,02 mm.

Se ha demostrado que el único método efectivo de enriquecimiento de relaves rancios que contienen W del Dzhida VMK es la gravedad. Con base en el análisis de las curvas generalizadas de concentración gravitacional de relaves viciados que contienen W, se ha establecido que los relaves de descarga con pérdidas mínimas de tungsteno son un sello distintivo del enriquecimiento de materias primas tecnogénicas con un tamaño de partícula de -0.1 + 0 milímetro Se han establecido nuevos patrones de procesos de separación que determinan los parámetros tecnológicos del enriquecimiento por gravedad de los relaves rancios del Dzhida VMK con una finura de +0,1 mm.

Se ha demostrado que entre los dispositivos de gravedad utilizados en la industria minera en el enriquecimiento de minerales que contienen W, un separador de tornillo y un concentrador centrífugo KNELSON son adecuados para la máxima extracción de tungsteno de las materias primas tecnogénicas de Dzhida VMK en bruto W- concentrados También se ha confirmado la eficacia del uso del concentrador KNELSON para la extracción adicional de tungsteno de los relaves del enriquecimiento primario de materias primas tecnogénicas que contienen W con un tamaño de partícula de 0,1 mm.

3. El esquema tecnológico optimizado para la extracción de tungsteno de relaves viciados del enriquecimiento de mineral de Dzhida VMK hizo posible obtener un concentrado de W acondicionado, resolver el problema del agotamiento de los recursos minerales de Dzhida VMK y reducir el impacto negativo de la actividades de producción de la empresa en el medio ambiente.

Las características esenciales de la tecnología desarrollada para extraer tungsteno de los desechos rancios del Dzhida VMK son:

Clasificación estrecha por tamaño de alimentación de las operaciones de procesamiento primario;

Uso preferente de equipos de gravedad.

Durante las pruebas semi-industriales de la tecnología desarrollada para extraer tungsteno de los relaves rancios de Dzhida VMK, se obtuvo un concentrado de W acondicionado con un contenido de WO3 del 62,7 % con una extracción del 49,9 %. El período de amortización de la planta de enriquecimiento para el procesamiento de relaves obsoletos de Dzhida VMK con el fin de extraer tungsteno fue de 0,55 años.

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La invención se refiere a un método para el procesamiento complejo de relaves para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno. El método incluye su clasificación en fracciones finas y gruesas, la separación por tornillo de la fracción fina para obtener un producto de tungsteno y su repurificación. Al mismo tiempo, se realiza una relimpieza en un separador de tornillo para obtener un concentrado de tungsteno crudo, el cual se somete a un acabado en mesas de concentración para obtener un concentrado de tungsteno gravitacional, el cual se somete a flotación para obtener un concentrado de tungsteno acondicionado de alta ley y un producto que contiene sulfuro. Las colas del separador de tornillo y la mesa de concentración se combinan y se someten a espesamiento. A su vez, el drenaje obtenido luego del espesamiento se alimenta a la clasificación de relaves para el enriquecimiento de minerales tungstenos, y el producto espesado se somete a enriquecimiento en un separador de tornillo para obtener relaves secundarios y un producto tungsteno, que se envía para limpiar. El resultado técnico es aumentar la profundidad de procesamiento de relaves para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno. 1 zp f-ly, 1 tab., 1 il.

La invención se relaciona con el enriquecimiento de minerales y se puede utilizar en el procesamiento de relaves de enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno.

Cuando se procesan minerales que contienen tungsteno, así como relaves para su enriquecimiento, se utilizan métodos de gravedad, flotación, magnéticos, así como electrostáticos, hidrometalúrgicos y otros (ver, por ejemplo, Burt P.O., con la participación de K. Mills. Gravitacional tecnología de enriquecimiento Traducido del inglés - M.: Nedra, 1990). Entonces, para la concentración preliminar de componentes útiles (materias primas minerales), se utilizan la clasificación fotométrica y lumométrica (por ejemplo, las plantas de procesamiento de Mount Carbine y King Island), el enriquecimiento en medios pesados ​​(por ejemplo, la fábrica portuguesa Panasquera y la inglesa fábrica de Hemerdan). ), jigging (especialmente materias primas pobres), separación magnética en un campo magnético débil (por ejemplo, para aislar pirita, pirrotita) o separación magnética de alta intensidad (para separar wolframita y casiterita).

Para el procesamiento de lodos que contienen tungsteno, se sabe que se usa flotación, en particular, wolframita en la República Popular China y en la fábrica canadiense Mount Plisad, y en algunas fábricas la flotación ha reemplazado completamente al enriquecimiento por gravedad (por ejemplo, las fábricas de Jokberg, Suecia y Mittersil, Austria).

También se conoce el uso de separadores de tornillo y cierres de tornillo para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno, vertederos viejos, relaves rancios y lodos.

Así, por ejemplo, cuando se procesaban viejos vertederos de mineral de tungsteno en la fábrica de Cherdoyak (Kazajstán), el material de vertedero inicial después de triturar y moler hasta una finura de 3 mm se enriquecía en máquinas jigging, cuyo producto de tamaño inferior se limpiaba luego en un tabla de concentracion El esquema tecnológico también incluyó el enriquecimiento en separadores de tornillo, en los cuales se extrajo 75-77% de WO 3 con una producción de productos de enriquecimiento de 25-30%. La separación por tornillo permitió aumentar la extracción de WO 3 en un 3-4% (ver, por ejemplo, Anikin M.F., Ivanov V.D., Pevzner M.L. "Screw separators for ore dressing", Moscú, editorial "Nedra", 1970, 132 pags.).

Las desventajas del esquema tecnológico para el procesamiento de vertederos antiguos son la alta carga en la cabeza del proceso para la operación de jigging, la extracción insuficientemente alta de WO 3 y el rendimiento significativo de productos de enriquecimiento.

Un método conocido de producción asociada de concentrado de tungsteno mediante el procesamiento de los relaves de flotación de molibdenita (fábrica "Climax molybdenum", Canadá). Los relaves que contienen tungsteno se separan por medio de un tornillo de separación en relaves para lodos de tungsteno (fracción ligera), wolframita primaria - concentrado de casiterita. Este último se somete a hidrociclón y la descarga de lodos se envía a relaves, y la fracción arena se envía a la separación por flotación del concentrado de pirita con un 50% de S (sulfuros) y su salida a relaves. El producto de la cámara de flotación de sulfuros se limpia mediante una separación de tornillo y/o conos para obtener relaves de desecho que contienen pirita y un concentrado de wolframita-cassiterita, que se procesa en mesas de concentración. Al mismo tiempo, se obtienen concentrados y relaves de wolframita-cassiterita. El concentrado crudo después de la deshidratación se vuelve a limpiar secuencialmente limpiándolo del hierro mediante separación magnética, eliminación de monacita por flotación (flotación con fosfato) y luego deshidratado, secado, clasificado y separado mediante separación magnética por etapas en un concentrado con un contenido de 65 % WO 3 después de la etapa I y 68% WO 3 después de la etapa II. También obtenga un producto no magnético: concentrado de estaño (casiterita) que contenga ~35% de estaño.

Este método de procesamiento se caracteriza por desventajas: complejidad y múltiples etapas, así como una alta intensidad energética.

Existe un método conocido para la extracción adicional de tungsteno de los relaves de enriquecimiento por gravedad (fábrica "Boulder", EE. UU.). Los relaves de enriquecimiento por gravedad son triturados, deslamados en un clasificador, cuyas arenas son separadas en clasificadores hidráulicos. Las clases resultantes se enriquecen por separado en tablas de concentración. Los relaves de grano grueso se devuelven al ciclo de molienda, y los relaves finos se espesan y se vuelven a enriquecer en mesas de pulpa para obtener un concentrado terminado, un producto intermedio para volver a moler y los relaves se envían a flotación. El concentrado de flotación más grueso se somete a una limpieza. El mineral original contiene 0.3-0.5% WO 3 ; la extracción de tungsteno alcanza el 97%, recuperándose alrededor del 70% del tungsteno por flotación. Sin embargo, el contenido de tungsteno en el concentrado de flotación es bajo (aproximadamente 10% WO 3) (ver, Polkin S.I., Adamov E.V. Enrichment of non-ferrous metal ores. Textbook for university. M., Nedra, 1983, 213 pp.)

Las desventajas del esquema tecnológico para el procesamiento de relaves de enriquecimiento por gravedad son la alta carga en la cabeza del proceso en la operación de enriquecimiento en mesas de concentración, multioperación, baja calidad del concentrado resultante.

Un método conocido de procesamiento de relaves que contienen scheelita para eliminar materiales peligrosos de ellos y procesar minerales no peligrosos y minerales utilizando un proceso de separación mejorado (separación) (KR 20030089109, SNAE et al., 21.11.2003). El método incluye las etapas de homogeneización, mezcla de relaves que contienen scheelita, introducción de la pulpa en el reactor, “filtración” de la pulpa con una malla para eliminar diversos materiales extraños, posterior separación de la pulpa por separación por tornillo, espesamiento y deshidratación de minerales no metálicos para obtener una torta, secado de la torta en un secador rotatorio, trituración de la torta seca utilizando un molino de martillos que opera en un ciclo cerrado con una criba, separación de los minerales triturados utilizando un separador de “micras” en fracciones de granos pequeños y gruesos (gránulos), así como la separación magnética de una fracción de grano grueso para obtener minerales magnéticos y una fracción no magnética que contiene scheelita. La desventaja de este método es la operación múltiple, el uso de secado intensivo de energía de la torta húmeda.

Existe un método conocido de extracción adicional de tungsteno de los relaves de la planta de procesamiento de la mina Ingichka (ver A.B. Ezhkov, Kh.T. v.1, MISiS, M., 2001). El método incluye la preparación de la pulpa y su deslamado en un hidrociclón (eliminación de clase - 0,05 mm), posterior separación de la pulpa deslamada en un separador de cono, limpieza en dos etapas del concentrado del separador de cono en mesas de concentración para obtener un concentrado que contiene 20,6 % WO 3 , con una recuperación promedio de 29.06%. Las desventajas de este método son la baja calidad del concentrado resultante y una extracción insuficientemente alta de WO 3 .

Se describen los resultados de los estudios sobre el enriquecimiento gravitacional de los relaves de la planta de enriquecimiento de Ingichkinskaya (ver S.V. » // Mining Bulletin of Uzbekistan, 2008, No. 3).

Lo más cercano a la solución técnica patentada es un método para extraer tungsteno de relaves obsoletos de enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno (Artemova O.S. Desarrollo de una tecnología para extraer tungsteno de relaves obsoletos de Dzhida VMK. Resumen de la tesis de un candidato a técnico ciencias, Universidad Técnica Estatal de Irkutsk, Irkutsk, 2004 - prototipo).

La tecnología para extraer tungsteno de relaves viciados según este método incluye las operaciones de obtención de un producto concentrado y medio con contenido de tungsteno en bruto, un producto aurífero y relaves secundarios utilizando métodos gravitacionales de enriquecimiento húmedo -separación por tornillo y centrífuga- y posterior acabado. del concentrado bruto obtenido y el producto intermedio usando enriquecimiento por gravedad (centrífugo) y separación magnética para obtener un concentrado de tungsteno estándar que contiene 62,7 % de WO 3 con la extracción de 49,9 % de WO 3 .

Según este método, las colas rancias se someten a clasificación primaria con la liberación del 44,5% de la masa. en relaves secundarios en forma de una fracción de +3 mm. La fracción de relaves de -3 mm se divide en clases de -0,5 y +0,5 mm, y de esta última se obtiene un concentrado grueso y colas mediante separación por tornillo. La fracción -0,5 mm se divide en clases -0,1 y +0,1 mm. De la clase de +0,1 mm, se aísla un concentrado grueso mediante separación centrífuga que, al igual que el concentrado de separación de tornillo grueso, se somete a separación centrífuga para obtener un concentrado de tungsteno bruto y un producto aurífero. Los relaves del tornillo y separación centrífuga son triturados a -0,1 mm en ciclo cerrado con clasificación y luego divididos en clases -0,1 + 0,02 y -0,02 mm. La clase -0,02 mm se elimina del proceso como relaves de desecho secundario. La clase -0,1+0,02 mm se enriquece por separación centrífuga para obtener relaves de desecho secundarios y harinillas de tungsteno, enviados a refinar por separación magnética junto con concentrado de separación centrífuga, finamente molido a -0,1 mm. En este caso, se obtiene un concentrado de tungsteno (fracción magnética) y medio (fracción no magnética). Este último se somete a separación magnética II con la liberación de una fracción no magnética en relaves secundarios y un concentrado de tungsteno (fracción magnética), que se enriquece secuencialmente por separación centrífuga, magnética y nuevamente centrífuga para obtener un concentrado de tungsteno acondicionado con un contenido de 62,7 % WO 3 a un rendimiento de 0,14 % y recuperación de 49,9 %. Al mismo tiempo, los relaves de separaciones centrífugas y la fracción no magnética se envían a los relaves de desechos secundarios, cuyo rendimiento total en la etapa de acabado del concentrado de tungsteno crudo es de 3.28% con un contenido de 2.1% WO 3 en a ellos.

Las desventajas de este método son el proceso de múltiples operaciones, que incluye 6 operaciones de clasificación, 2 operaciones de rectificado, así como 5 operaciones centrífugas y 3 operaciones de separación magnética utilizando aparatos relativamente costosos. Al mismo tiempo, el refinamiento del concentrado de tungsteno crudo al estándar está asociado con la producción de relaves secundarios con un contenido relativamente alto de tungsteno (2,1% WO 3).

El objetivo de la presente invención es mejorar el método de procesamiento de relaves, incluidos los relaves de descarga rancios para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno, para obtener un concentrado de tungsteno de alto grado y un producto que contiene sulfuro junto con una disminución en el contenido de tungsteno. en relaves secundarios.

El método patentado para el procesamiento complejo de relaves para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno incluye la clasificación de relaves en fracciones finas y gruesas, separación por tornillo de la fracción fina para obtener un producto de tungsteno, repurificación del producto de tungsteno y acabado para obtener un concentrado de tungsteno de alto grado, un producto que contiene sulfuro y relaves de desechos secundarios.

El método difiere en que el producto de tungsteno resultante se somete a relimpieza en un separador de tornillo para obtener un concentrado bruto y relaves, un concentrado bruto se somete a acabado en mesas de concentración para obtener un concentrado gravitacional de tungsteno y relaves. Los relaves de la mesa de concentración y el separador de tornillo de limpieza se combinan y se someten a espesamiento, luego la descarga del espesamiento se alimenta a la etapa de clasificación en la cabeza del esquema tecnológico, y el producto espesado se enriquece en un separador de tornillo para obtener residuos secundarios. relaves y un producto de tungsteno, que se envía a limpieza. El concentrado de tungsteno por gravedad se somete a flotación para obtener un concentrado de tungsteno estándar de alto grado (62% WO 3 ) y un producto que contiene sulfuro, que se procesa mediante métodos conocidos.

El método se puede caracterizar por el hecho de que los relaves se clasifican en fracciones, principalmente +8 mm y -8 mm.

El resultado técnico del método patentado es aumentar la profundidad de procesamiento al mismo tiempo que se reduce el número de operaciones tecnológicas y la carga sobre las mismas debido a la separación en cabeza del proceso del grueso de los relaves iniciales (más del 90%) en relaves secundarios, utilizando un diseño y operación más simple de la tecnología de separación de tornillo de ahorro de energía. Esto reduce drásticamente la carga de las operaciones de enriquecimiento posteriores, así como los costos operativos y de capital, lo que garantiza la optimización del proceso de enriquecimiento.

La efectividad del método patentado se muestra en el ejemplo del procesamiento complejo de relaves de la planta de enriquecimiento de Ingichkinskaya (ver dibujo).

El procesamiento comienza con la clasificación de los relaves en fracciones pequeñas y grandes con la separación de los relaves secundarios en forma de fracción grande. La fracción fina de los relaves se somete a separación por tornillo con la separación en la cabeza del proceso tecnológico en los relaves secundarios de la mayor parte de los relaves originales (más del 90%). Esto hace posible reducir drásticamente la carga en las operaciones posteriores, los costos de capital y los costos operativos en consecuencia.

El producto de tungsteno resultante se vuelve a limpiar en un separador de tornillo para obtener un concentrado crudo y relaves. El concentrado crudo se somete a refinamiento en mesas de concentración para obtener concentrado de tungsteno y relaves por gravedad.

Los relaves de la mesa de concentración y el separador de tornillo de limpieza se combinan y se someten a espesamiento, por ejemplo, en un espesador, clasificador mecánico, hidrociclón y otros aparatos. El dren de espesamiento se alimenta a la etapa de clasificación en la cabecera del esquema tecnológico, y el producto espesado se enriquece en un separador de tornillo para obtener relaves secundarios y un producto tungsteno, que se envía a limpieza.

El concentrado de tungsteno por gravedad se lleva por flotación a un concentrado de tungsteno condicional de alto grado (62% WO 3 ) para obtener un producto que contiene sulfuro.

Por lo tanto, el concentrado de tungsteno acondicionado de alto grado (62 % WO 3 ) se aísla de los relaves que contienen tungsteno al alcanzar una recuperación de WO 3 relativamente alta de ~49 % y un contenido de tungsteno relativamente bajo (0,04 % WO 3 ) en los relaves de desechos secundarios.

El producto que contiene sulfuro resultante se procesa de manera conocida, por ejemplo, se usa para producir ácido sulfúrico y azufre, y también se usa como aditivo corrector en la producción de cementos.

El concentrado de tungsteno acondicionado de alto grado es un producto comercializable altamente líquido.

Como se desprende de los resultados de la implementación del método patentado en el ejemplo de relaves rancios para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno del concentrador Ingichkinskaya, se muestra su efectividad en comparación con el método prototipo (ver tabla). EFECTO: se proporciona la obtención adicional de un producto que contiene sulfuro, la reducción del volumen de agua dulce consumida debido a la creación de circulación de agua. Crea la posibilidad de procesar relaves significativamente más pobres (0,09% WO 3), una reducción significativa en el contenido de tungsteno en los relaves secundarios (hasta 0,04% WO 3). Además, se ha reducido el número de operaciones tecnológicas y la carga en la mayoría de ellas debido a la separación del grueso de los relaves iniciales (más del 90%) en la cabecera del proceso tecnológico en relaves secundarios, utilizando una tecnología de separación por tornillo más simple y menos intensiva en energía, que reduce los costos de capital para la compra de equipos y los costos operativos.

1. Un método para el procesamiento complejo de relaves para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno, incluida su clasificación en fracciones finas y gruesas, separación por tornillo de la fracción fina para obtener un producto de tungsteno, su limpieza y acabado para obtener un alto grado concentrado de tungsteno, un producto que contiene sulfuro y relaves secundarios, caracterizado porque el producto de tungsteno obtenido después de la separación por tornillo se vuelve a limpiar en un separador de tornillo para obtener un concentrado de tungsteno crudo, el concentrado de tungsteno crudo resultante se somete a un acabado en la concentración mesas para obtener un concentrado de tungsteno por gravedad, que se somete a flotación para obtener un concentrado de tungsteno acondicionado de alto grado y un producto que contiene sulfuro, colas de un separador de tornillo y una mesa de concentración combinados y sometidos a espesamiento, el drenaje obtenido después del espesamiento es alimentado a la clasificación de relaves para el enriquecimiento de minerales que contienen tungsteno, y la se somete a enriquecimiento en un separador de tornillo para obtener relaves secundarios y un producto de tungsteno, que se envía a limpieza.