Producción industrial de tungsteno. Desarrollo de una tecnología para la extracción de tungsteno de los relaves rancios del Dzhida VMC Olesya Stanislavovna Artemova Esquema para el enriquecimiento del mineral de arcilla de tungsteno
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Combinación minera y metalúrgica de Navoi
Instituto de Minería del Estado de Navoi
Facultad de Química y Metalurgia
Departamento de Metalurgia
Nota explicativa
para el trabajo final de calificación
en el tema: "Selección, justificación y cálculo de tecnología para el procesamiento de mineral de tungsteno-molibdeno"
Graduado: K. Saifiddinov
Navoi-2014
- Introducción
- 1. Información general sobre los métodos de enriquecimiento de minerales de tungsteno
- 2. Enriquecimiento de minerales de molibdeno-tungsteno
- 2. Sección de tecnología
- 2.1 Cálculo del esquema de trituración con la elección del equipo
- 2.2 Cálculo del esquema de molienda
- 2.3 Selección y cálculo de molinos SAG
- Lista de literatura usada
Introducción
Los minerales son la base de la economía nacional, y no existe una sola industria donde no se utilicen minerales o productos de su procesamiento.
Las importantes reservas minerales de muchos yacimientos de Uzbekistán hacen posible la construcción de grandes empresas mineras y de procesamiento y metalúrgicas altamente mecanizadas que extraen y procesan muchos cientos de millones de toneladas de minerales con altos indicadores técnicos y económicos.
La industria minera se ocupa de minerales sólidos de los que, con el nivel actual de tecnología, es recomendable extraer metales u otras sustancias minerales. Las principales condiciones en el desarrollo de los yacimientos minerales son incrementar su extracción desde las entrañas y su aprovechamiento integrado. Esto es debido a:
- costos significativos de materiales y mano de obra en la exploración y desarrollo industrial de nuevos yacimientos;
- la creciente necesidad de diversos sectores de la economía nacional en casi todos los componentes minerales que componen la mena;
- la necesidad de crear tecnología libre de residuos y así prevenir la contaminación ambiental por residuos de producción.
Por estas razones, la posibilidad de uso industrial de un yacimiento está determinada no sólo por el valor y contenido del mineral, sus reservas, ubicación geográfica, condiciones de extracción y transporte, otros factores económicos y políticos, sino también por la disponibilidad de un efectivo tecnología para el procesamiento de minerales extraídos.
1. Información general sobre los métodos de enriquecimiento de minerales de tungsteno
Los minerales de tungsteno se enriquecen, por regla general, en dos etapas: concentración por gravedad primaria y refinamiento de concentrados en bruto por varios métodos, lo que se explica por el bajo contenido de tungsteno en los minerales procesados (0,2 - 0,8% WO3) y requisitos de alta calidad para concentrados acondicionados (55 - 65% WO3), el enriquecimiento general es de aproximadamente 300 - 600.
Los minerales primarios y placeres de wolframita (hubnerita y ferberita) generalmente contienen una serie de otros minerales pesados, por lo tanto, durante el enriquecimiento gravitacional primario de los minerales, tienden a aislar concentrados colectivos que pueden contener de 5 a 20% WO3, así como casiterita, tantalita-columbita, magnetita, sulfuros, etc. Al terminar los concentrados colectivos, es necesario obtener concentrados monominerales acondicionados, para los cuales la flotación o la flotación de sulfuros, la separación magnética de la magnetita en un campo magnético débil y en uno más fuerte: la wolframita puede ser usado. Es posible utilizar la separación eléctrica, el enriquecimiento por gravedad en mesas, la flotación de minerales de roca estéril y otros procesos para la separación de minerales, de modo que los concentrados terminados cumplan con los requisitos de GOST y las especificaciones técnicas no solo en términos del contenido de la base. metal, sino también en términos del contenido de impurezas nocivas.
Teniendo en cuenta la alta densidad de los minerales de tungsteno (6 - 7,5 g / cm 3), los métodos de enriquecimiento gravitacional se pueden utilizar con éxito en máquinas jigging, mesas de concentración, esclusas, separadores de chorro y tornillo, etc. Cuando los minerales valiosos están finamente diseminados, la flotación o una combinación de procesos de gravedad con flotación. Teniendo en cuenta la posibilidad de que se formen lodos de wolframita durante el enriquecimiento gravitacional, la flotación se utiliza como proceso auxiliar incluso en el enriquecimiento de minerales de wolframita de diseminación gruesa para una extracción más completa de tungsteno de los lodos.
Si hay grandes piezas de tungsteno ricas en tungsteno o grandes piezas de roca estéril en el mineral, se puede utilizar la clasificación del mineral con un tamaño de partícula de 150 + 50 mm en cintas transportadoras para separar concentrado rico en grumos o piezas de roca que empobrecen el mineral suministrado para el enriquecimiento.
Cuando se enriquecen minerales de scheelita, también se usa la gravedad, pero más a menudo una combinación de métodos de gravedad con flotación y flotación por gravedad, o solo flotación.
Al clasificar minerales de scheelita, se utilizan instalaciones luminiscentes. La scheelita, cuando se irradia con rayos ultravioleta, brilla con una luz azul brillante, lo que le permite separar pedazos de scheelita o pedazos de roca estéril.
La Scheelita es un mineral fácilmente flotante que se caracteriza por una alta capacidad de sedimentación. La extracción de scheelita aumenta significativamente con el enriquecimiento por flotación en comparación con la gravedad, por lo tanto, en el enriquecimiento de minerales de scheelita en los países de la CEI, ahora se utiliza la flotación en todas las fábricas.
Durante la flotación de minerales de tungsteno, surgen una serie de problemas tecnológicos difíciles que requieren la solución correcta según la composición del material y la asociación de minerales individuales. En el proceso de flotación de wolframita, hübnerita y ferberita, es difícil separar de ellas óxidos e hidróxidos de hierro, turmalina y otros minerales que contienen al mismo nivel que los minerales de tungsteno sus propiedades de flotación.
La flotación de Scheelita a partir de minerales con minerales que contienen calcio (calcita, fluorita, apatito, etc.) se lleva a cabo mediante colectores de ácidos grasos aniónicos, que aseguran su buena flotabilidad con cationes de calcio de scheelita y otros minerales que contienen calcio. La separación de scheelita de minerales que contienen calcio solo es posible con el uso de reguladores como vidrio líquido, silicofluoruro de sodio, soda, etc.
2. Enriquecimiento de minerales de molibdeno-tungsteno
En Tyrnyauzskaya Los minerales de molibdeno-tungsteno del depósito Tyrnyauz se enriquecen en la planta, que son complejos en términos de composición material no solo de minerales valiosos con una dispersión muy fina, sino también de minerales asociados de ganga. Minerales minerales: scheelita (décimas de porcentaje), molibdenita (centésimas de porcentaje), powellita, en parte ferrimolibdita, calcopirita, bismuto, pirrotita, pirita, arsenopirita. Minerales no metálicos: skarns (50-70 %), hornfelses (21-48 %), granito (1-12 %), mármol (0,4-2 %), cuarzo, fluorita, calcita, apatito (3-10 %) y etc.
En la parte superior del depósito, el 50-60 % de molibdeno está representado por powellita y ferrimolibdita; en la parte inferior, su contenido disminuye a 10-20 %. La Scheelita contiene molibdeno como impureza isomórfica. La parte de molibdenita oxidada de la superficie se cubre con una película de powellita. Parte del molibdeno crece muy finamente con molibdoscheelita.
Más del 50% del molibdeno oxidado está asociado con scheelita en forma de inclusiones de powellita, un producto de descomposición de la solución sólida de Ca(W,Mo)O 4 . Formas similares de tungsteno y molibdeno solo pueden aislarse en un concentrado colectivo con la subsiguiente separación mediante un método hidrometalúrgico.
Desde 1978, el esquema de preparación del mineral ha sido completamente reconstruido en la planta. Anteriormente, el mineral después de la trituración gruesa en la mina se transportaba a la planta en carros por teleférico. En el departamento de chancado de la fábrica, el mineral era chancado hasta - 12 mm, descargado en tolvas y luego triturado en una etapa en molinos de bolas que operan en ciclo cerrado con clasificadores de doble hélice, hasta un 60% de la clase - 0,074 mm .
El Instituto Mekhanobr y la planta desarrollaron conjuntamente una nueva tecnología de preparación de minerales y se puso en funcionamiento en agosto de 1978.
El esquema de preparación del mineral prevé la trituración gruesa del mineral inicial hasta -350 mm, cribado según la clase de 74 mm, almacenamiento separado de cada clase en búnkeres para controlar con mayor precisión el suministro de clases grandes y pequeñas de mineral a el molino autotriturador.
La automolienda de mineral triturado grueso (-350 mm) se lleva a cabo en molinos del tipo "Cascada" con un diámetro de 7 m (MMS-70X X23) con molienda adicional de fracción de grano grueso hasta 62% de clase - 0,074 mm en molinos MSHR-3600X5000, operando en ciclo cerrado con clasificadores de espiral simple 1KSN-3 y ubicados en un edificio nuevo en la ladera de una montaña a unos 2000 m sobre el nivel del mar entre la mina y la fábrica en operación.
El suministro del producto terminado desde el cuerpo de automolienda a flotación se realiza mediante transporte hidráulico. La ruta de hidrotransporte es una estructura de ingeniería única que asegura el transporte de purines a más de 600 m de desnivel, consta de dos tuberías de 630 mm de diámetro y 1750 m de longitud, equipadas con pozos amortiguadores de un diámetro de 1620 mm y una altura de 5 m (126 pozos por cada tubería).
El uso del sistema de transporte hidráulico permitió liquidar el taller de teleféricos de carga, el edificio de trituración media y fina y los molinos MShR-3200X2100 en la planta de procesamiento. En el edificio principal de la fábrica, se construyeron y pusieron en funcionamiento dos secciones principales de flotación, nuevos departamentos de acabado de scheelita y molibdeno, un taller de fundición de vidrio líquido y sistemas de suministro de agua circulante. El frente de espesamiento de concentrados y harinillas de flotación de crudo se ha ampliado significativamente debido a la instalación de espesadores de 30 m de diámetro, lo que permite reducir las pérdidas con drenes de espesamiento.
Las instalaciones recién puestas en servicio están equipadas con modernos sistemas de control de procesos y sistemas de automatización local. Entonces, en el edificio de automolienda, un sistema de control automatizado opera en el modo de control directo basado en computadoras M-6000. En el edificio principal, se introdujo un sistema para el control centralizado de la composición del material de la pulpa utilizando analizadores espectrales de rayos X KRF-17 y KRF-18 en combinación con una computadora M-6000. Se dominó un sistema automatizado de muestreo y envío de muestras (por correo neumático) al laboratorio express, controlado por el complejo informático KM-2101 y emitiendo análisis a un teletipo.
Una de las etapas de procesamiento más difíciles, el ajuste fino de los concentrados de scheelita en bruto según el método de N. S. Petrov, está equipada con un sistema automático de control y gestión que puede operar en el modo "asesor" al operador de flotación, o en el modo modo de control de proceso directo, ajustando el flujo del supresor (vidrio líquido), nivel de pulpa en operaciones de limpieza y otros parámetros del proceso.
El ciclo de flotación de minerales sulfurados está equipado con sistemas automáticos de control y dosificación del colector (xantato de butilo) y supresor (sulfuro de sodio) en el ciclo de flotación de cobre-molibdeno. Los sistemas funcionan utilizando electrodos selectivos de iones como sensores.
En relación con el aumento en el volumen de producción, la fábrica pasó al procesamiento de nuevas variedades de minerales, que se distinguen por un menor contenido de algunos metales y un mayor grado de oxidación. Esto requirió la mejora del modo reactivo de flotación de minerales oxidados con sulfuro. En particular, se utilizó una solución tecnológica progresiva en el ciclo del sulfuro: una combinación de dos tipos activos y selectivos de concentrados de espuma. Como agente espumante activo, se utilizan reactivos que contienen alcoholes terpénicos, y como agente selectivo, un nuevo reactivo LS, desarrollado para el enriquecimiento de minerales multicomponentes, y principalmente de Tyrnyauz.
En el ciclo de flotación de minerales oxidados, los colectores de ácidos grasos utilizan aditivos intensificadores de un reactivo modificador a base de ácidos carboxílicos de bajo peso molecular. Para mejorar las propiedades de flotación de la pulpa de las harinillas circulantes, se ha introducido la regulación de su composición iónica. Los métodos de refinamiento químico de concentrados han encontrado una aplicación más amplia.
Desde el molino de automolienda, el mineral pasa a la criba. La clase +4 mm se tritura en un molino de bolas. La salida del molino y el producto de fondo (-4 mm) se clasifican I y II.
Se alimentan al molino de bolas 690 g/t de soda y 5 g/t de aceite de transformador. El drenaje del clasificador ingresa a la flotación principal de molibdeno, donde se alimentan 0,5 g/t de xantato y 46 g/t de terpineol. Después de la flotación de limpieza I y II, el concentrado de molibdeno (1,2–1,5 % Mo) se somete a vaporización con vidrio líquido (12 g/t) a 50–70 °C, la flotación de limpieza III y se vuelve a moler al 95–98 % clase --0,074 mm con aporte de 3 g/t de cianuro de sodio y 6 g/t de vidrio líquido.
El concentrado de molibdeno acabado contiene aproximadamente un 48 % de Mo, un 0,1 % de Cu y un 0,5 % de WO 3 con una recuperación de Mo del 50 %. Los relaves de las flotaciones de control de las operaciones de limpieza III y IV son espesados y enviados a flotación de cobre-molibdeno con aporte de 0,2 g/t de xantato y 2 g/t de queroseno. El concentrado de cobre y molibdeno limpiado dos veces después de la vaporización con sulfuro de sodio ingresa a la flotación selectiva, donde se libera un concentrado de cobre que contiene 8–10 % Cu (con una extracción de aproximadamente 45 %), 0,2 % Mi 0,8 % Bi.
Las colas de la flotación de molibdeno de control, que contienen hasta 0,2% de WO 3 , se envían a la flotación de scheelita, que se lleva a cabo según un esquema muy ramificado y complejo. Después de mezclar con vidrio líquido (350 g/t), la flotación principal de scheelita se realiza con oleato de sodio (40 g/t). Después de la primera limpieza, flotación y espesamiento al 60% de scheelita sólida, el concentrado se vaporiza con vidrio líquido (1600 g/t) a 80-90 °C. Además, el concentrado se limpia dos veces más y nuevamente se vaporiza a 90--95 ° C con vidrio líquido (280 g / t) y nuevamente se limpia tres veces.
2. Sección de tecnología
2.1 Cálculo del esquema de trituración con la elección del equipo
La planta concentradora que se está diseñando está destinada al procesamiento de minerales de tungsteno que contienen molibdeno.
El mineral de tamaño mediano (f=12±14 unidades en la escala del profesor Protodyakonov) se caracteriza por una densidad de c = 2,7 t/m 3 , ingresa a la fábrica con un contenido de humedad de 1,5%. Pieza máxima d=1000 mm.
En términos de productividad, la planta de beneficio pertenece a la categoría de mediana productividad (Cuadro 4/2/), según la clasificación internacional - al grupo C.
A la fábrica mineral D max. = 1000 mm proviene de la minería a cielo abierto.
1. Determinar la productividad del taller de trituración gruesa. Calculamos el rendimiento según Razumov K.A. 1, págs. 39-40. El proyecto adoptó la entrega de mineral 259 días al año, en 2 turnos de 7 horas, 5 días a la semana.
Factor de dureza del mineral /2/
donde: Q c. otro - productividad diaria del taller de trituración, t/día
Coeficiente teniendo en cuenta las propiedades desiguales de las materias primas /2/
donde: Q h..c. dr - productividad horaria del taller de trituración, t/h
k n - coeficiente teniendo en cuenta las propiedades desiguales de las materias primas,
n días - el número estimado de días laborables en un año,
n cm - número de turnos por día,
t cm - duración del turno,
k" - factor contable de dureza del mineral,
Cálculo del fondo de tiempo de trabajo anual:
C \u003d (n días n cm t cm) \u003d 259 2 5 \u003d 2590 (3)
Utilización a lo largo del tiempo:
k en \u003d 2590/8760 \u003d 0.29 CU = 29%
2. Cálculo del esquema de trituración. Realizamos el cálculo según las páginas 68-78 2.
Según la asignación, el contenido de humedad del mineral inicial es de 1,5%, es decir mi.
Procedimiento de cálculo:
1. Determinar el grado de trituración
2. Aceptamos el grado de trituración.
3. Determine el tamaño máximo del producto después de la trituración:
4. Determinemos el ancho de las ranuras de descarga de la trituradora, tomando, de acuerdo con las características típicas, Z - engrosamiento del producto triturado en relación con el tamaño de la ranura de descarga.
5. Verificar el cumplimiento del esquema de trituración seleccionado con los equipos fabricados.
Los requisitos que deben cumplir las trituradoras se muestran en la Tabla 1.
tabla 1
De acuerdo con el ancho de la abertura de entrada y el rango de ajuste del espacio de descarga, las trituradoras de la marca ShchDP 12X15 son adecuadas.
Calculemos el rendimiento de la trituradora según la fórmula (109/2/):
gato Q. \u003d m 3 / h
fracción Q. = gato Q. · con n · k f · k cr. k ow. k c, m 3 / h (7)
donde c n - densidad aparente del mineral = 1.6 t / m 3,
gato Q. - rendimiento de la trituradora de pasaporte, m 3 / h
kf , k ow. , k kr, k c - factores de corrección para dureza (molturabilidad), densidad aparente, finura y contenido de humedad del mineral.
El valor de los coeficientes se encuentra según la tabla k f =1.6; k cr = 1,05; k ow. =1%;
gato Q. \u003d S pr. / S n Q n \u003d 125 / 155 310? 250 m3/hora
Encontremos el rendimiento real de la trituradora para las condiciones definidas por el proyecto:
fracción Q. = 250 1,6 1,00 1,05 1 1 = 420 t/h
Según los resultados del cálculo, determinamos el número de trituradoras:
Aceptamos para la instalación ShchDP 12 x 15 - 1 ud.
2.2 Cálculo del esquema de molienda
El esquema de molienda elegido en el proyecto es una especie de VA Razumov K.A. página 86.
Procedimiento de cálculo:
1. Determinar la productividad por hora del taller de rectificado. , que en realidad es la productividad por hora de toda la fábrica, ya que el taller de molienda es el edificio principal de preparación del mineral:
donde 343 es el número de días laborables en un año
24 - semana laboral continua 3 turnos de 8 horas (3х8=24 horas)
K in - coeficiente de utilización del equipo
K n - coeficiente teniendo en cuenta las propiedades desiguales de las materias primas
Aceptamos: K en \u003d 0.9 K n \u003d 1.0
El depósito de mineral triturado grueso proporciona un suministro de mineral para dos días:
V= 48 127,89 / 2,7 = 2398,22
Aceptamos datos iniciales
Consideremos la licuefacción en las arenas de drenaje y clasificación:
R 10 \u003d 3 R 11 \u003d 0.28
(R 13 tomado de la fila 2 página 262 dependiendo del tamaño de la ciruela)
en 1 -0.074 \u003d 10% - contenido de clase - 0.074 mm en mineral triturado
en 10 -0.074 \u003d 80% - el contenido de la clase es de 0.074 mm en el drenaje de clasificación.
Aceptamos la carga circulante óptima C opt = 200%.
Procedimiento de cálculo:
Las etapas de molienda I y II están representadas por un diagrama del tipo BA página 86 fig. 23
El cálculo del esquema B se reduce a determinar los pesos de los productos 2 y 5 (los rendimientos de los productos se encuentran mediante la fórmula general r n \u003d Q n: Q 1)
Q 7 \u003d Q 1 C opt \u003d 134.9 2 \u003d 269.8 t / h;
Q 4 \u003d Q 5 \u003d Q 3 + Q 7 \u003d 404,7 t / h;
g 4 \u003d g 5 \u003d 300%;
gramo 3 \u003d gramo 6 \u003d 100%
Realizamos el cálculo según Razumov K.A. 1 págs. 107-108.
1. Cálculo del esquema A
Q 8 \u003d Q 10; Pregunta 11 \u003d Pregunta 12;
Q 9 \u003d Q 8 + Q 12 \u003d 134.88 + 89.26 \u003d 224.14 t / h
g 1 \u003d 100%; g 8 \u003d g 10 \u003d 99.987%;
g 11 \u003d g 12 \u003d Q 12: Q 1 \u003d 89.26: 134.88 \u003d 66.2%;
g 9 \u003d Q 9: Q 1 \u003d 224.14: 134.88 \u003d 166.17%
Esquema tecnológico del obog.schEniyaminerales de molibdeno-tungsteno.
Cálculoenesquema cualitativo-cuantitativo.
Datos iniciales para el cálculo de esquemas cualitativos-cuantitativoss.
Extracción de tungsteno en el concentrado final - e tungsteno 17 = 68%
Extracción de tungsteno en el concentrado colectivo - e tungsteno 15 = 86%
Extracción de tungsteno en concentrado de molibdeno - e tungsteno 21 = 4%
Extracción de molibdeno en el concentrado final - e Mo 21 = 77%
Recuperación de molibdeno en los relaves de flotación de tungsteno - e Mo 18 = 98%
Recuperación de molibdeno en el concentrado de flotación de control - e Mo 19 =18%
Extracción de molibdeno en el concentrado colectivo - e Mo 15 \u003d 104%
La salida del concentrado colectivo - g 15 = 36%
La salida de concentrado de tungsteno - g 17 = 14%
La salida de concentrado de molibdeno - g 21 \u003d 15%
La salida del concentrado de la flotación de control - g 19 = 28%
Determinar el rendimiento de los productos de enriquecimiento.
GRAMO 18 = gramo 15 -G 17 =36-14=22%
GRAMO 22 = gramo 18 -G 21 =22-15=7%
GRAMO 14 = gramo 13 + gramo 19 + gramo 22 =100+28+7=135%
GRAMO 16 = gramo 14 -G 15 =135-36=99%
GRAMO 20 = gramo 16 -G 19 =99-28=71%
Determinar la masa de productos de enriquecimiento.
q 13 = 127,89 t/h
q 1 4 = q 13 XGRAMO 14 = 127,89х1,35=172,6 t/h
q 1 5 = q 13 XGRAMO 15 = 127,89х0,36=46,0 t/h
q 1 6 = q 13 XGRAMO 16 = 127,89х0,99=126,6 t/h
q 1 7 = q 13 XGRAMO 17 = 127,89х0,14=17,9 t/h
q 1 8 = q 13 XGRAMO 18 = 127,89х0,22=28,1 t/h
q 1 9 = q 13 XGRAMO 19 = 127,89х0,28=35,8 t/h
q 20 = q 13 XGRAMO 20 = 127,89х0,71=90,8 t/h
q 21 = q 13 XGRAMO 21 = 127,89х0,15=19,1 t/h
q 22 = q 13 XGRAMO 22 = 127,89х0,07=8,9 t/h
Determinar la extracción de productos de enriquecimiento
Para tungsteno
mi tungsteno 13 =100 %
mi tungsteno 18 = mi tungsteno 15 - mi tungsteno 17 =86-68=28 %
mi tungsteno 22 = mi tungsteno 18 - mi tungsteno 21 =28-14=14 %
mi tungsteno 14 = mi tungsteno 13 + mi tungsteno 22 + mi tungsteno 19 =100+14+10=124 %
mi tungsteno 16 = mi tungsteno 14 - mi tungsteno 15 =124-86=38%
mi tungsteno 20 = mi tungsteno 13 - mi tungsteno 17 + mi tungsteno 21 =100 - 68+4=28%
mi tungsteno 19 = mi tungsteno 16 - mi tungsteno 20 =38-28=10 %
para molibdeno
mi Mes 13 =100%
mi Mes 22 = mi Mes 18 - mi Mes 21 =98-77=11 %
mi Mes 14 = mi Mes 13 + mi Mes 22 + mi Mes 19 =100+11+18=129 %
mi Mes 16 = mi Mes 14 - mi Mes 15 =129-94=35 %
mi Mes 17 = mi Mes 15 - mi Mes 18 =104-98=6%
mi Mes 20 = mi Mes 13 - mi Mes 17 + mi Mes 21 =100 - 6+77=17%
mi Mes 19 = mi Mes 16 - mi Mes 20 =35-17=18%
Determinar la cantidad de metales en el producto. Vaya enriquecimiento
Para tungsteno
14 \u003d 124x0.5 / 135 \u003d 0.46%
15 \u003d 86x0.5 / 36 \u003d 1.19%
16 \u003d 38x0.5 / 99 \u003d 0.19%
17 \u003d 68x0.5 / 14 \u003d 2.43%
18 \u003d 28 x0.5 / 22 \u003d 0.64%
19 \u003d 10x0.5 / 28 \u003d 0.18%
20 \u003d 28 x0.5 / 71 \u003d 0.2%
21 \u003d 14 x0.5 / 15 \u003d 0.46%
22 \u003d 14x0.5 / 7 \u003d 1%
para molibdeno
14 \u003d 129 x0.04 / 135 \u003d 0.04%
15 \u003d 94x0.04 / 36 \u003d 0.1%
16 \u003d 35x0.04 / 99 \u003d 0.01%
17 \u003d 6x0.04 / 14 \u003d 0.017%
18 \u003d 98x0.04 / 22 \u003d 0.18%
19 \u003d 18 x0.04 / 28 \u003d 0.025%
20 \u003d 17x0.04 / 71 \u003d 0.009%
21 \u003d 77x0.04 / 15 \u003d 0.2%
22 \u003d 11x0.04 / 7 \u003d 0.06%
Tabla 3. Tabla del esquema de enriquecimiento cualitativo-cuantitativo
|
número de operación prod. |
|
Q, t/h |
, % |
cobre , % |
cobre , % |
zinc , % |
zinc , % |
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yo |
Etapa de molienda I |
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llega |
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|
mineral triturado |
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|
saliendo |
||||||||
|
mineral triturado |
||||||||
|
Yo |
Clasificación |
|||||||
|
llega |
||||||||
|
IzmelbChensproducto yoArte. molienda |
||||||||
|
IzmelbChensproducto Yo S t .molienda |
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|
saliendo |
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|
fuga |
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|
playa |
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|
tercero |
Moliendo yo yo escenario |
|||||||
|
llega |
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Clasificación de arenas |
||||||||
|
saliendo |
||||||||
|
aplastadasproducto |
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IV |
Colectivo Wo 3 -Mes flotación |
|||||||
|
llega |
||||||||
|
Clasificación de drenaje |
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||||||||
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CruzMes flotacióny |
||||||||
|
saliendo |
||||||||
|
concentrarse |
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colas |
||||||||
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V |
Controlar la flotación |
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llega |
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Colaflotacion colectiva |
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VI |
Tungsteno flotación |
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llega |
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Concentrarseflotacion colectiva |
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saliendo |
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concentrarse |
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colas |
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Mes flotación |
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llega |
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Colas Wo 3 flotación |
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saliendo |
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concentrarse |
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colas |
Cálculo del esquema agua-lodo .
El propósito del cálculo del esquema agua-purines es: asegurar relaciones W:T óptimas en las operaciones del esquema; determinación de la cantidad de agua añadida en las operaciones o, por el contrario, liberada de los productos durante las operaciones de deshidratación; determinación de relaciones W:T en los productos del esquema; determinación de la demanda total de agua y consumo específico de agua por tonelada de mineral procesado.
Para obtener altos indicadores tecnológicos de procesamiento de minerales, cada operación del esquema tecnológico debe realizarse en valores óptimos de la relación L:T. Estos valores se establecen con base en las pruebas de lavabilidad del mineral y las prácticas operativas de las plantas de procesamiento en funcionamiento.
El consumo específico de agua por tonelada de mineral procesado, relativamente bajo, se explica por la presencia de una circulación de agua intrafábrica en la planta que se está diseñando, ya que los excedentes del espesador se alimentan al ciclo de molienda-clasificación. El consumo de agua para enjuagar pisos, dispositivos de lavado y para otros fines es del 10-15% del consumo total.
Tabla 3. Tabla del esquema de enriquecimiento cualitativo-cuantitativo.
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abierto no.walkie-talkies prod. |
Nombre de las operaciones y productos |
Q, t/h |
, % |
R |
W |
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yo |
Etapa de molienda I |
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llega |
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mineral triturado |
0 , 0 25 |
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saliendo |
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mineral triturado |
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Yo |
Clasificación |
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llega |
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IzmelbChensproducto yoArte. molienda |
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IzmelbChensproducto Yo S t .molienda |
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saliendo |
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fuga |
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playa |
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tercero |
Moliendo yo yo escenario |
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llega |
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Clasificación de arenas |
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saliendo |
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aplastadasproducto |
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IV |
Colectivo Wo 3 -Mes flotación |
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llega |
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Clasificación de drenaje |
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Concentrado de flotación de control |
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Mo colas flotacióny |
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saliendo |
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concentrarse |
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Colas |
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V |
Controlar la flotación |
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llega |
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Colaflotacion colectiva |
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saliendo |
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concentrarse |
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Colas |
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VI |
Tungsteno flotación |
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Entra |
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Concentrarseflotacion colectiva |
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Mes flotación |
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Entra |
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Colas tungstenoflotación |
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saliendo |
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concentrarse |
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colas |
Elección y cálculo de trituradora..
La elección del tipo y tamaño de la trituradora depende de las propiedades físicas del mineral, la capacidad requerida de la trituradora, el tamaño del producto triturado y la dureza del mineral.
El mineral de tungsteno-molibdeno en términos de resistencia es un mineral de resistencia media.
El tamaño máximo de una pieza de mineral que ingresa a la operación de trituración es de 1000 mm.
Para triturar el mineral proveniente de la mina, acepto una trituradora de mandíbula con un simple balanceo de la mandíbula SHDP 12x15 para la instalación. *
Rendimiento de la trituradora, Q es igual a:
Q \u003d q * L * i, t / h,
donde q - productividad específica de una trituradora de mandíbula por 1 cm 2 del área de la ranura de descarga, t/(cm 2 * h);
L es la longitud del espacio de descarga de la trituradora de mandíbula, cm;
i - ancho de la ranura de descarga, ver /4/
Según la práctica del departamento de trituración de la planta concentradora, la productividad específica de la trituradora de mandíbula es de 0,13 t/cm 2 * hora.
El rendimiento de la trituradora de mandíbula está determinado por:
Q= 0,13*150*15,5 = 302,25 t/h.
La trituradora aceptada para la instalación proporciona la productividad especificada para el mineral.
El tamaño máximo de una pieza en la alimentación de la trituradora será:
120 * 0,8 = 96 cm.
Selección y cálculo de pantalla de rejilla.
Se instala una rejilla de 95 cm (950 mm) frente a la trituradora.
El área de proyección requerida está determinada por la fórmula:
donde Q* - productividad, t/h;
a - coeficiente igual al ancho del espacio entre la rejilla, mm. /5/ De acuerdo con las condiciones de diseño, el ancho de la pantalla de rejilla se toma igual a 2,7 m, la longitud es de 4,5 m.
La práctica del departamento de trituración de la fábrica muestra que el mineral entregado desde la cantera contiene alrededor del 4,5% de piezas mayores de 950 mm. Los pedazos de este tamaño son entregados por un cargador frontal al depósito de mineral, donde son triturados y nuevamente alimentados por un cargador a la criba de rejilla.
2.3 Selección y cálculo de molinos SAG
Recientemente, en el procesamiento de minerales auríferos en el mundo y la práctica doméstica en la primera etapa de molienda, los molinos de molienda semiautógenos con cianuración posterior se están volviendo más comunes. En este caso, se excluye la pérdida de oro con chatarra y virutas de hierro, se reduce el consumo de cianuro durante la cianuración y se mejoran las condiciones sanitarias de trabajo en minerales de silicato de cuarzo. Por lo tanto, acepto un molino de molienda semiautógeno (SAG) para su instalación en la primera etapa de molienda.
1. Encontramos la productividad específica para la clase recién formada del molino operativo PSI, t / (m 3 * h):
donde Q es la productividad del molino en operación, t/h;
- el contenido de la clase -0,074 mm en la descarga del molino,%;
- el contenido de la clase -0,074 mm en el producto original,%;
D - diámetro del molino operativo, m;
L es la longitud del molino en funcionamiento, m.
2. Determinamos la productividad específica del molino diseñado según la clase recién formada:
donde q 1 es la productividad específica de un molino en funcionamiento para la misma clase;
K y - coeficiente que tiene en cuenta las diferencias en la capacidad de molienda del mineral diseñado para procesamiento y el mineral procesado (Ki=1);
K k es un coeficiente que tiene en cuenta la diferencia en el tamaño de los productos de molienda inicial y final en las fábricas existentes y proyectadas (K k = 1);
K D - coeficiente teniendo en cuenta la diferencia en los diámetros de los tambores de los molinos diseñados y operativos:
k re = ,
donde D y D 1 respectivamente, los diámetros nominales de los tambores diseñados para la instalación y operación de los molinos. (K D = 1,1);
K t - coeficiente que tiene en cuenta las diferencias en el tipo de molinos diseñados y operativos (Kt=1).
q \u003d 0.77 * 1 * 1 * 1.1 * 1 \u003d 0.85 t / (m 3 * h).
Acepto para la instalación el molino autotriturador "Kaskad" con un diámetro de 7 m y una longitud de 2,3 m con un volumen de trabajo de 81,05 m 3
3. Determinamos la productividad de los molinos de mineral según la fórmula:
donde V es el volumen de trabajo del molino. /cuatro/
4. Determinar el número estimado de molinos:
n-101/125,72 = 0,8;
entonces el valor aceptado será igual a 1 . Molino "Kaskad" proporciona el rendimiento especificado.
Selección de pantalla y cálculo Yo etapas de detección .
Drenaje de molinos semiautotrituradores mediante bombas...
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Los minerales de tungsteno en nuestro país se procesaron en grandes GOK (Orlovsky, Lermontovsky, Tyrnauzsky, Primorsky, Dzhidinsky VMK) de acuerdo con los esquemas tecnológicos ahora clásicos con molienda en varias etapas y enriquecimiento del material dividido en clases de tamaño estrecho, por regla general, en dos ciclos: enriquecimiento gravitacional primario y ajuste fino de concentrados brutos por varios métodos. Esto se debe al bajo contenido de tungsteno en los minerales procesados (0,1-0,8 % WO3) y los requisitos de alta calidad para los concentrados. El enriquecimiento primario para los minerales de diseminación gruesa (menos 12+6 mm) se llevó a cabo mediante jigging, y para los minerales de diseminación media, fina y fina (menos 2+0,04 mm) se utilizaron aparatos de tornillo de varias modificaciones y tamaños.
En 2001, la planta de tungsteno-molibdeno de Dzhida (Buriatia, Zakamensk) cesó su actividad, habiendo acumulado tras ella el depósito tecnogénico de tungsteno de Barun-Naryn, multimillonario en términos de volumen de arena. Desde 2011, Zakamensk CJSC ha estado procesando este depósito en una planta de procesamiento modular.
El esquema tecnológico se basó en el enriquecimiento en dos etapas en concentradores centrífugos Knelson (CVD-42 para la operación principal y CVD-20 para limpieza), remolienda de los middlings y flotación del concentrado granel por gravedad para obtener un concentrado grado KVGF. Durante la operación, se observaron una serie de factores en la operación de los concentradores Knelson que afectan negativamente el desempeño económico del procesamiento de arena, a saber:
Altos costos operativos, incl. el costo de la energía y el costo de los repuestos, que dada la lejanía de la producción de las capacidades de generación y el aumento del costo de la electricidad, este factor es de particular importancia;
Bajo grado de extracción de minerales de tungsteno en concentrado por gravedad (alrededor del 60% de la operación);
La complejidad de este equipo en funcionamiento: con fluctuaciones en la composición material de las materias primas enriquecidas, los concentradores centrífugos requieren intervención en el proceso y ajustes operativos (cambios en la presión del agua de fluidificación, la velocidad de rotación del tazón de enriquecimiento), lo que conduce a fluctuaciones en las características de calidad de los concentrados de gravedad obtenidos;
Importante lejanía del fabricante y, en consecuencia, un largo tiempo de espera para las piezas de repuesto.
En busca de un método alternativo de concentración gravitacional, Spirit realizó pruebas de laboratorio de la tecnología. separación de tornillos usando separadores de tornillo industriales SVM-750 y SVSH-750 fabricados por LLC PK Spirit. El enriquecimiento se llevó a cabo en dos operaciones: principal y de control con la recepción de tres productos de enriquecimiento: concentrado, medio y relaves. Todos los productos de enriquecimiento obtenidos como resultado del experimento se analizaron en el laboratorio de ZAO Zakamensk. Los mejores resultados se presentan en la tabla. una.
Tabla 1. Resultados de la separación por tornillo en condiciones de laboratorio
Los datos obtenidos mostraron la posibilidad de utilizar separadores de tornillo en lugar de concentradores Knelson en la operación de enriquecimiento primario.
El siguiente paso fue realizar pruebas semi-industriales en el esquema de enriquecimiento existente. Se montó una planta semi-industrial piloto con dispositivos de tornillo SVSH-2-750, los cuales fueron instalados en paralelo con concentradores Knelson CVD-42. El enriquecimiento se realizó en una operación, los productos resultantes se enviaron más de acuerdo con el esquema de la planta de enriquecimiento en funcionamiento y el muestreo se realizó directamente desde el proceso de enriquecimiento sin detener la operación del equipo. Los indicadores de las pruebas semiindustriales se presentan en la tabla. 2.
Tabla 2. Resultados de ensayos semi-industriales comparativos de aparatos de tornillo y concentradores centrífugosknelson
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Indicadores |
fuente de nutrición |
Concentrarse |
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Recuperación, % |
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Los resultados muestran que el enriquecimiento de arenas es más eficiente en aparatos de tornillo que en concentradores centrífugos. Esto se traduce en un menor rendimiento de concentrado (16,87% versus 32,26%) con un aumento en la recuperación (83,13% versus 67,74%) en concentrado mineral de tungsteno. Esto da como resultado un concentrado de WO3 de mayor calidad (0,9 % frente a 0,42 %).
Los principales minerales de tungsteno son la scheelita, la hübnerita y la wolframita. Según el tipo de minerales, los minerales se pueden dividir en dos tipos; scheelita y wolframita (huebnerita).Los minerales de Scheelita en Rusia, y también en algunos casos en el extranjero, se enriquecen por flotación. En Rusia, el proceso de flotación de minerales de scheelita a escala industrial se llevó a cabo antes de la Segunda Guerra Mundial en la fábrica de Tyrny-Auz. Esta fábrica procesa minerales de molibdeno-scheelita muy complejos que contienen varios minerales de calcio (calcita, fluorita, apatito). Los minerales de calcio, como la scheelita, se flotan con ácido oleico, la depresión de la calcita y la fluorita se produce mezclándolas en una solución líquida de vidrio sin calentamiento (contacto prolongado) o con calentamiento, como en la fábrica de Tyrny-Auz. En lugar de ácido oleico se utilizan fracciones de tall oil, así como ácidos de aceites vegetales (reactivos 708, 710, etc.) solos o mezclados con ácido oleico.
En la fig. 38. Según este esquema, es posible eliminar la calcita y la fluorita y obtener concentrados acondicionados en términos de trióxido de tungsteno. La apatita de Ho todavía permanece en tal cantidad que el contenido de fósforo en el concentrado está por encima de los estándares. El exceso de fósforo se elimina disolviendo apatito en ácido clorhídrico débil. El consumo de ácido depende del contenido de carbonato de calcio en el concentrado y es de 0,5-5 g de ácido por tonelada de WO3.
En la lixiviación ácida, parte de la scheelita, así como la powellita, se disuelven y luego precipitan de la solución en forma de CaWO4 + CaMoO4 y otras impurezas. El sedimento sucio resultante se procesa luego de acuerdo con el método de I.N. Maslenitsky.
Debido a la dificultad de obtener un concentrado de tungsteno acondicionado, muchas fábricas en el extranjero producen dos productos: un concentrado rico y uno pobre para el procesamiento hidrometalúrgico en tungstato de calcio según el método desarrollado en Mekhanobre I.N. Maslenitsky, - lixiviación con sosa en autoclave bajo presión con transferencia a una solución en forma de CaWO4, seguida de purificación de la solución y precipitación de CaWO4. En algunos casos, con scheelita de dispersión gruesa, el acabado de los concentrados de flotación se realiza en mesas.
A partir de minerales que contienen una cantidad importante de CaF2, no se ha dominado la extracción de scheelita en el exterior por flotación. Dichos minerales, por ejemplo en Suecia, se enriquecen en mesas. La Scheelita arrastrada con fluorita en el concentrado de flotación luego se recupera de este concentrado en una mesa.
En las fábricas de Rusia, los minerales de scheelita se enriquecen por flotación, obteniendo concentrados acondicionados.
En la planta de Tyrny-Auz, el mineral con un contenido de 0,2 % de WO3 se utiliza para producir concentrados con un contenido de 6% de WO3 con una extracción del 82 %. En la planta de Chorukh-Dairon, con el mismo mineral en cuanto a contenido de VVO3, se obtiene un 72% de WO3 en concentrados con una extracción del 78,4%; en la planta de Koitash, con mineral con 0,46% de WO3 en concentrado, se obtiene 72,6% de WO3 con una recuperación de WO3 de 85,2%; en la planta de Lyangar en mineral 0,124%, en concentrados - 72% con una extracción de 81,3% WO3. La separación adicional de productos pobres es posible al reducir las pérdidas en los relaves. En todos los casos, si los sulfuros están presentes en el mineral, se aíslan antes de la flotación de scheelita.
El consumo de materiales y energía se ilustra con los siguientes datos, kg/t:
Los minerales de wolframita (hubnerita) se enriquecen exclusivamente por métodos de gravedad. Algunos minerales con diseminación desigual y de grano grueso, como el mineral Bukuki (Transbaikalia), pueden preenriquecerse en suspensiones pesadas, separando alrededor del 60 % de la roca estéril con una finura de -26 + 3 MM con un contenido de no más que 0.03% WO3.
Sin embargo, con una productividad relativamente baja de las fábricas (no más de 1000 toneladas/día), la primera etapa de enriquecimiento se realiza en máquinas jigging, generalmente a partir de un tamaño de partícula de unos 10 mm con minerales gruesos diseminados. En los nuevos esquemas modernos, además de las máquinas jigging y mesas, se utilizan separadores de tornillo Humphrey, reemplazando algunas de las mesas por ellos.
El esquema progresivo de enriquecimiento de minerales de tungsteno se muestra en la fig. 39.
El acabado de los concentrados de tungsteno depende de su composición.
Los sulfuros de concentrados menores de 2 mm se aíslan por gravedad de flotación: los concentrados después de mezclarlos con ácido y reactivos de flotación (xantato, aceites) se envían a una mesa de concentración; el concentrado de mesa de CO resultante se seca y se somete a separación magnética. El concentrado de grano grueso se tritura previamente. Los sulfuros de los concentrados finos de las mesas de lodos se aíslan mediante flotación por espuma.
Si hay muchos sulfuros, es recomendable separarlos del drenaje del hidrociclón (o clasificador) antes del enriquecimiento en las mesas. Esto mejorará las condiciones para separar la wolframita en las mesas y durante las operaciones de acabado del concentrado.
Por lo general, los concentrados gruesos antes del acabado contienen aproximadamente un 30 % de WO3 con una recuperación de hasta el 85 %. Para ilustración en la tabla. 86 muestra algunos datos sobre las fábricas.
Durante el enriquecimiento gravitatorio de minerales de wolframita (hubnerita, ferberita) a partir de limos de menos de 50 micrones, la extracción es muy baja y las pérdidas en la parte del limo son significativas (10-15% del contenido en el mineral).
A partir de lodos por flotación con ácidos grasos a pH=10, se puede recuperar WO3 adicional en productos magros que contienen 7-15% de WO3. Estos productos son adecuados para el procesamiento hidrometalúrgico.
Los minerales de wolframita (hubnerita) contienen una cierta cantidad de metales no ferrosos, raros y preciosos. Algunos de ellos pasan durante el enriquecimiento gravitacional a concentrados gravitacionales y se transfieren a los relaves de acabado. Los concentrados de molibdeno, bismuto-plomo, plomo-cobre-plata, zinc (contienen cadmio, indio) y pirita se pueden aislar por flotación selectiva a partir de relaves de sulfuro, así como de lodos, y el producto de tungsteno también se puede aislar adicionalmente.
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El tungsteno es el metal más refractario con un punto de fusión de 3380°C. Y esto determina su alcance. También es imposible construir componentes electrónicos sin tungsteno, incluso el filamento de una bombilla es tungsteno.
Y, por supuesto, las propiedades del metal determinan las dificultades para obtenerlo...
Primero, necesitas encontrar el mineral. Estos son solo dos minerales: scheelita (tungstato de calcio CaWO 4) y wolframita (tungstato de hierro y manganeso - FeWO 4 o MnWO 4). Este último se conoce desde el siglo XVI con el nombre de "espuma de lobo" - "Spuma lupi" en latín, o "Wolf Rahm" en alemán. Este mineral acompaña a los minerales de estaño e interfiere con la fundición del estaño, convirtiéndolo en escoria. Por tanto, es posible encontrarlo ya en la antigüedad. Los minerales ricos en tungsteno generalmente contienen 0.2 - 2% de tungsteno. En realidad, el tungsteno fue descubierto en 1781.
Sin embargo, encontrar esto es lo más simple en la minería de tungsteno.
A continuación, el mineral debe enriquecerse. Hay un montón de métodos y todos son bastante complejos. Primero, por supuesto. Luego, separación magnética (si tenemos wolframita con tungstato de hierro). Lo siguiente es la separación por gravedad, porque el metal es muy pesado y el mineral se puede lavar, como cuando se extrae oro. Ahora todavía usan la separación electrostática, pero es poco probable que el método sea útil para un asesino a sueldo.
Entonces, hemos separado el mineral de la roca estéril. Si tenemos scheelita (CaWO 4), entonces se puede omitir el siguiente paso, y si tenemos wolframita, entonces debemos convertirla en scheelita. Para ello, se extrae el tungsteno con una solución de soda a presión y a temperatura elevada (el proceso se realiza en autoclave), se neutraliza y se precipita en forma de scheelita artificial, es decir, tungstato de calcio.
También es posible sinterizar wolframita con un exceso de sosa, entonces no obtenemos calcio, sino tungstato de sodio, que no es tan significativo para nuestros propósitos (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O3 + 4CO2).
Los siguientes dos pasos son la lixiviación con agua de CaWO 4 -> H 2 WO 4 y la descomposición con ácido caliente.
Puede tomar diferentes ácidos: clorhídrico (Na 2 WO 4 + 2HCl \u003d H 2 WO 4 + 2NaCl) o nítrico.
Como resultado, se aísla el ácido de tungsteno. Este último se calcina o se disuelve en una solución acuosa de NH 3 , a partir de la cual se cristaliza el paratungstato por evaporación.
Como resultado, es posible obtener la principal materia prima para la producción de tungsteno - trióxido de WO 3 con buena pureza.
Por supuesto, también existe un método para obtener WO 3 usando cloruros, cuando un concentrado de tungsteno se trata con cloro a una temperatura elevada, pero este método no será simple para un asesino a sueldo.
Los óxidos de tungsteno se pueden utilizar en metalurgia como aditivo de aleación.
Entonces, tenemos trióxido de tungsteno y queda una etapa: reducción a metal.
Aquí hay dos métodos: reducción de hidrógeno y reducción de carbono. En el segundo caso, el carbón y las impurezas que siempre contiene reaccionan con el tungsteno para formar carburos y otros compuestos. Por lo tanto, el tungsteno sale "sucio", quebradizo, y para la electrónica es muy deseable que esté limpio, porque al tener solo un 0,1% de hierro, el tungsteno se vuelve quebradizo y es imposible sacarle el cable más delgado para los filamentos.
El proceso técnico con carbón tiene otro inconveniente: una temperatura alta: 1300 - 1400 ° C.
Sin embargo, la producción con reducción de hidrógeno tampoco es un regalo.
El proceso de reducción tiene lugar en hornos tubulares especiales, calentados de tal manera que, a medida que avanza por la tubería, el “barco” con WO3 pasa por varias zonas de temperatura. Una corriente de hidrógeno seco fluye hacia él. La recuperación ocurre tanto en zonas "frías" (450...600°C) como en zonas "calientes" (750...1100°C); en el "frío" - al óxido más bajo WO 2, luego - al metal elemental. Dependiendo de la temperatura y la duración de la reacción en la zona "caliente", la pureza y el tamaño de los granos de tungsteno en polvo liberados en las paredes del "barco" cambian.
Entonces, obtuvimos tungsteno de metal puro en forma de polvo más pequeño.
Pero esto todavía no es un lingote de metal del que se pueda hacer algo. El metal se obtiene por pulvimetalurgia. Es decir, primero se prensa, se sinteriza en una atmósfera de hidrógeno a una temperatura de 1200-1300 ° C, luego se hace pasar una corriente eléctrica a través de él. El metal se calienta a 3000 °C y se produce la sinterización en un material monolítico.
Sin embargo, no necesitamos lingotes o incluso varillas, sino alambre delgado de tungsteno.
Como comprenderá, aquí nuevamente, no todo es tan simple.
El trefilado se realiza a una temperatura de 1000°C al principio del proceso y de 400-600°C al final. En este caso, no solo se calienta el alambre, sino también la matriz. El calentamiento se realiza mediante la llama de un quemador de gas o un calentador eléctrico.
Al mismo tiempo, después del trefilado, el alambre de tungsteno se recubre con grasa de grafito. La superficie del cable debe limpiarse. La limpieza se realiza mediante recocido, ataque químico o electrolítico, pulido electrolítico.
Como ves, la tarea de obtener un filamento de tungsteno simple no es tan sencilla como parece. Y aquí solo se describen los métodos principales, seguro que hay muchas trampas.
Y, por supuesto, incluso ahora el tungsteno es un metal caro. Ahora un kilogramo de tungsteno cuesta más de $50, el mismo molibdeno es casi dos veces más barato.
En realidad, hay varios usos para el tungsteno.
Por supuesto, los principales son la radio y la ingeniería eléctrica, donde va el alambre de tungsteno.
El siguiente es la fabricación de aceros aleados, que se distinguen por su especial dureza, elasticidad y resistencia. Añadido junto con el cromo al hierro, da los llamados aceros rápidos, que conservan su dureza y nitidez incluso cuando se calientan. Se utilizan para fabricar cortadores, taladros, fresas, así como otras herramientas de corte y perforación (en general, hay mucho tungsteno en una herramienta de perforación).
Interesantes aleaciones de tungsteno con renio: se fabrican termopares de alta temperatura que funcionan a temperaturas superiores a 2000 ° C, aunque solo en una atmósfera inerte.
Bueno, otra aplicación interesante son los electrodos de soldadura de tungsteno para soldadura eléctrica. Dichos electrodos no son consumibles y es necesario suministrar otro alambre de metal al sitio de soldadura para proporcionar un baño de soldadura. Los electrodos de tungsteno se utilizan en la soldadura por arco de argón, para soldar metales no ferrosos como molibdeno, titanio, níquel y aceros de alta aleación.
Como puede ver, la producción de tungsteno no es para la antigüedad.
¿Y por qué hay tungsteno?
El tungsteno solo se puede obtener con la construcción de ingeniería eléctrica, con la ayuda de la ingeniería eléctrica y para la ingeniería eléctrica.
Sin electricidad, sin tungsteno, pero tampoco lo necesitas.
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 varios 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 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 movidas, 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 residuos de enriquecimiento 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,
un 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, el contenido de WO3 en ellos y el grado de oxidación de azufre, solo la parte superior de la botadero de relaves de emergencia 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 un 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 están ubicadas 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 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, distribución del tamaño de partículas, 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 aparatos 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, debido a lo cual 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 minerales de cobre y 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 circuitos, una forma evolutiva de resumir la experiencia acumulada y dar un paso en la dirección exitosa de cambiar el 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