Схема обогащения вольфрамовой глинистой руды. Обогащение оловянных и вольфрамовых руд и россыпей. Горнодобывающая промышленность имеет дело с твёрдыми полезными ископаемыми, из которых при современном уровне техники целесообразно извлекать металлы или дру

Основными вольфрамовыми минералами являются шеелит, гюбнерит и вольфрамит. В зависимости от вида минералов руды можно раз делить на два типа; шеелитовые и вольфрамитовые (гюбнеритовые).
Шеелитовые руды в России, а также в ряде случаев и за рубежом, обогащают флотацией. В России процесс флотации шеелитовых руд в промышленном масштабе осуществлен до второй мировой войны на Тырны-Аузской фабрике. На этой фабрике перерабатываются очень сложные молибдено-шеелитовые руды, содержащие ряд кальциевых минералов (кальцит, флюорит, апатит). Кальциевые минералы, как и шеелит, флотируют с олеиновой кислотой, депрессия кальцита и флюорита производится перемешиванием в растворе жидкого стекла без подогрева (длительное контактирование) или с подогревом, как на Тырны-Аузской фабрике. Вместо олеиновой кислоты применяют фракции таллового масла, а также кислоты из растительных масел (реагенты 708, 710 и др.) одни или в смеси с олеиновой кислотой.

Типичная схема флотации шеелитовой руды дана на рис. 38. По этой схеме удается удалить кальцит и флюорит и получить кондиционные по трехокиси вольфрама концентраты. Ho апатит все же остается в таком количестве, что содержание фосфора в концентрате выше кондиций. Избыток фосфора удаляют растворением апатита в слабой соляной кислоте. Расход кислоты зависит от содержания карбоната кальция в концентрате и составляет 0,5-5 г кислоты на тонну WO3.
При выщелачивании кислотой часть шеелита, а также повеллит, растворяют и затем высаживают из раствора в виде CaWО4 + СаМоО4 и другие примеси. Полученный грязный осадок затем перерабатывают по методу И.Н. Масленицкого.
Ввиду трудности получения кондиционного вольфрамового концентрата на многих фабриках за границей получают два продукта: богатый концентрат и бедный для гидрометаллургической перерабтки на вольфрамат кальция по методу, разработанному в Механобре И.Н. Масленицким, - выщелачивание содой в автоклаве под давлением с переводом в раствор в виде CaWО4 с последующей очисткой раствора и осаждением CaWO4. В некоторых случаях при крупновкрапленном шеелите доводку флотационных концентратов ведут на столах.
Из руд, содержащих значительное количество CaF2, извлечение шеелита за границей флотацией не освоено. Такие руды, например в Швеции, обогащают на столах. Шеелит, увлеченный с флюоритом во флотационный концентрат, затем выделяют из этого концентрата на столе.
На фабриках России шеелитовые руды обогащают флотацией, получая кондиционные концентраты.
На Тырны-Аузской фабрике из руды с содержанием 0,2% WO3 получают концентраты с содержанием 6о% WO3 при извлечении 82%. На Чорух-Дайронской фабрике при такой же по содержанию VVO3 руде получают в концентратах 72% WO3 при извлечении 78,4%; на Койташской фабрике при руде с 0,46% WO3 в концентрате получают 72,6% WO3 при извлечении WO3 85,2%; на Лянгарской фабрике в руде 0,124%, в концентратах - 72% при извлечении 81,3% WO3. Возможно дополнительное выделение бедных продуктов за счет снижения потерь в хвостах. Во всех случаях при наличии в руде сульфидов их выделяют до шеелитовой флотации.
Расход материалов и энергии иллюстрируется данными, приведенными ниже, кг/т:

Вольфрамитовые (гюбнеритовые) руды обогащают исключительно гравитационными методами. Некоторые руды с неравномерной и крупнозернистой вкрапленностью, как например, руда Букуки (Забайкалье), можно предварительно обогащать в тяжелых суспензиях, выделяя около 60% пустой породы при крупности-26+3 MM с содержанием не выше 0,03% WO3.
Однако при относительно небольшой производительности фабрик (не больше 1000 т/сутки) первую стадию обогащения производят в отсадочных машинах, обычно начиная с крупности около 10 мм при крупновкрапленных рудах. В новых современных схемах используют, кроме отсадочных машин и столов, винтовые сепараторы Гэмфри, заменяя ими часть столов.
Прогрессивная схема обогащения вольфрамовых руд дана на рис. 39.
Доводка вольфрамовых концентратов зависит от их состава.

Сульфиды из концентратов тоньше 2 мм выделяют флотогравитацией: концентраты после перемешивания с кислотой и флотореагентами (ксантат, масла) направляют на концентрационный стол; полученный CO стола концентрат сушат и подвергают магнитной сепарации. Крупнозернистый концентрат предварительно додрабливают. Сульфиды из мелких концентратов со шламовых столов выделяют пенной флотацией.
Если сульфидов много, их целесообразно выделять из слива гидроциклонов (или классификатора) до обогащения на столах. Это улучшит условия выделения вольфрамита на столах и при операциях доводки концентратов.
Обычно грубые концентраты до доводки содержат около 30% WO3 при извлечении до 85%. Для иллюстрации в табл. 86 приведены некоторые данные по фабрикам.

При гравитационном обогащении вольфрамитовых руд (гюбнеритовых, ферберитовых) из шламов тоньше 50 мк извлечение очень низкое и потери в шламовой части значительные (10-15% от содержания в руде).
Из шламов флотацией с жирными кислотами при pH=10 можно дополнительно извлечь WO3 в бедные продукты, содержащие 7- 15% WO3. Эти продукты пригодны для гидрометаллургической переработки.
Вольфрамитовые (гюбнеритовые) руды содержат некоторое количество цветных, редких и благородных металлов. Часть из них переходит при гравитационном обогащении в гравитационные концентраты и переводится в хвосты доводки. Из сульфидных хвостов доводки, как и из шламов, можно выделить селективной флотацией молибденовые, висмуто-свинцовые, свинцово-медно-серебряные, цинковые (в них кадмий, индий) и пиритные концентраты, а дополнительно выделить и вольфрамовый продукт.

25.11.2019

В каждой отрасли, где происходит производство жидкой или вязкой продукции: в фармацевтическом деле, в косметической отрасли, в пищевом и химическом секторах – везде...

25.11.2019

На сегодняшний день обогрев зеркал является новой опцией, позволяющей сохранить чистую поверхность зеркала от горячего пара после приёма водных процедур. Благодаря...

25.11.2019

Штрих код является графическим символом, изображающим чередование полосок чёрного и белого цвета либо других геометрических фигур. Его наносят в составе маркировки...

25.11.2019

О том, как грамотно выбирать топку для камина, задумываются многие хозяева загородных жилых имений, которые хотят создать в своём доме максимально уютную обстановку,...

25.11.2019

И в любительском, и в профессиональном строительстве весьма востребованными являются профильные трубы. С их помощью сооружают способные выдерживать большие нагрузки...

24.11.2019

Спецобувь - часть экипировки рабочего, предназначенная для защиты ног от холода, высоких температур, химикатов, механических повреждений, электричества и т. д....

24.11.2019

Все мы привыкли, выходя из дома, обязательно смотреть в зеркало, чтобы проверить свой внешний вид и лишний раз улыбнуться своему отражению....

23.11.2019

Испокон веков главными делами женщин по всему свету являлись стирка, уборка, приготовление еды и всевозможные действа, способствующие организации уюта в доме. Однако, то...

г. Владивосток

Аннотация

В данной работе рассмотрены технологии обогащения шеелита и вольфрамита.

Технология обогащения вольфрамовых руд включает: предварительную концентрацию, обогащение измельченных продуктов предварительной концентрации с получением коллективных (черновых) концентратов и их доводку.

Ключевые слова

Шеелитовая руда, вольфрамитовая руда, тяжелосредняя сепарация, отсадка, гравитационный метод, электромагнитная сепарация, флотация.

1. Введение 4

2. Предварительная концентрация 5

3. Технология обогащения вольфрамитовых руд 6

4. Технология обогащения Шеелитовых руд 9

5. Заключение 12

Список литературы 13

Введение

Вольфрам – металл серебристо-белого цвета, обладающий высокой твердостью, температурой кипения около 5500°С.

Российская Федерация располагает крупными разведанными запасами. Вольфрамоворудный потенциал ее оценивается в 2,6 млн. т триоксида вольфрама, в котором подтвержденные запасы составляют 1,7 млн. т, или 35% от таковых в мире.

Разрабатываемые месторождения в Приморском крае: Восток-2, ОАО Приморский ГОК (1,503%); Лермонтовское, АООТ Лермонтовская ГРК (2,462%).

Основными вольфрамовыми минералами являются шеелит, гюбнерит и вольфрамит. В зависимости от вида минералов руды можно раз делить на два типа; шеелитовые и вольфрамитовые (гюбнеритовые).

При переработке вольфрамосодержащих руд используют гравитационные, флотационные, магнитные, а также электростатические, гидрометаллургические и другие методы.

Предварительная концентрация.

Наиболее дешевыми и в то же время высокопроизводительными методами предконцентрации являются гравитационные, такие как тяжелосредная сепарация и отсадка.

Тяжелосредная сепарация позволяет стабилизировать качество поступающего в основные циклы переработки питания, выделить не только отвальный продукт, но и разделить руду на богатую крупновкрапленную и бедную тонковкрапленную, часто требующих принципиально разных схем переработки, поскольку они заметно отличаются по вещественному составу. Процесс характеризуется наибольшей по сравнению с другими гравитационными методами точностью разделения по плотности, что позволяет получать высокое извлечение ценного компонента при минимальном выходе концентрата. При обогащении руды в тяжелых суспензиях достаточна разница в плотностях разделяемых кусков 0,1 г/м3. Этот метод может с успехом применяться для крупновкрапленных вольфрамитовых и шеелит-кварцевых руд. Результаты исследований по обогащению вольфрамовых руд месторождений Пюн-ле-Винь (Франция) и Борралха (Португалия) в промышленных условиях показали, что результаты, получаемые с применением обогащения в тяжелых суспензиях, значительно лучше, чем при обогащении только на отсадочных машинах - в тяжелую фракцию извлечение составило более 93% от руды.

Отсадка по сравнению с тяжелосредным обогащением требует меньших капитальных затрат, позволяет обогащать материал в большом диапазоне плотности и крупности. Крупнокусковая отсадка получила широкое распространение при обогащении крупно- и средневкрапленных руд, не требующих тонкого измельчения. Применение отсадки предпочтительно при обогащении карбонатных и силикатных руд скарновых, жильных месторождений, при этом величина показателя контрастности руд по гравитационному составу должна превышать единицу.

Технология обогащения вольфрамитовых руд

Высокий удельный вес вольфрамовых минералов и крупнозернистая структура вольфрамитовых руд позволяет широко применять при их обогащении гравитационные процессы. Для получения высоких технологических показателей необходимо в гравитационной схеме сочетать аппараты с различными разделительными характеристиками, при которых каждая предыдущая операция по отношению к последующей является как бы подготовительной, улучшающей обогатимость материала. Принципиальная схема обогащения вольфрамитовых руд приведена на рис. 1.

Отсадку применяют, начиная с той крупности, при которой могут быть выделены отвальные хвосты. Эта операция используется также и для выделения крупновкрапленных вольфрамовых концентратов с последующим доизмельчением и обогащением хвостов отсадки. Основанием для выбора схемы отсадки и крупности обогащаемого материала служат данные, получаемые при разделении по плотностям материала крупностью – 25 мм. Если руды тонковкрапленные и предварительными исследованиями показано, что крупнокусковое обогащение и отсадка для них неприемлемы, то руду обогащают во взвесенесущих потоках малой толщины, к которым относится обогащение на винтовых сепараторах, струйных желобах, конусных сепараторах, шлюзах, концентрационных столах. При стадиальном измельчении и стадиальном обогащении руды извлечение вольфрамита в черновые концентраты более полное. Черновые вольфрамитовые гравитационные концентраты доводятся до кондиционных по развитым схемам с применением мокрых и сухих методов обогащения.

Богатые вольфрамитовые концентраты обогащают электромагнитной сепарацией, при этом электромагнитная фракция может быть загрязнена железистой цинковой обманкой, минералами висмута и частично мышьяка (арсенопиритом, скородитом). Для их удаления используют магнетизирующий обжиг, при котором усиливается магнитная восприимчивость сульфидов железа, и в то же время удаляются в виде газообразных оксидов вредные для вольфрамовых концентратов сера и мышьяк. Вольфрамит (гюбнерит) доизвлекают из шламов флотацией с применением жирно-кислотных собирателей и добавкой нейтральных масел. Черновые гравитационные концентраты сравнительно легко доводятся до кондиционных с применением электрических способов обогащения. Флотацию и флотогравитацию проводят с подачей ксантогената и вспенивателя в слабощелочной или слабокислой среде. Если концентраты загрязнены кварцем и легкими минералами, то после флотации их подвергают перечистке на концентрационных столах.

Похожая информация.

ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

На правах рукописи

Артемова Олеся Станиславовна

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ВОЛЬФРАМА ИЗ ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ ДЖИДИНСКОГО ВМК

Специальность 25.00.13- Обогащение полезных ископаемых

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Иркутск 2004

Работа выполнена в Иркутском государственном техническом университете.

Научный руководитель: Доктор технических наук,

профессор К. В. Федотов

Официальные оппоненты: Доктор технических наук,

профессор Ю.П. Морозов

Кандидат технических наук А.Я. Машович

Ведущая организация: Санкт-Петербургский государственный

горный институт (технический университет)

Защита состоится 22 декабря 2004 г. в /О* часов на заседании диссертационного совета Д 212.073.02 Иркутского государственного технического университета по адресу: 664074, Иркутск, ул. Лермонтова, 83, ауд. К-301

Ученый секретарь диссертационного совета профессор

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Сплавы вольфрама находят широкое применение в машиностроении, горном деле, металлообрабатывающей промышленности, в производстве электроосветительной аппаратуры. Главным потребителем вольфрама является металлургия.

Увеличение производства вольфрама возможно за счет вовлечения в переработку сложных по составу, труднообогатимых, бедных по содержанию ценных компонентов и забалансовых руд, путем широкого применения методов гравитационного обогащения.

Вовлечение в переработку лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК позволит решить актуальную проблему сырьевой базы, увеличить выпуск востребованного вольфрамового концентрата и улучшить экологическую ситуацию в Забайкальском регионе.

Цель работы: научно обосновать, разработать и апробировать рациональные технологические методы и режимы обогащения лежалых вольфрамсодержащих хвостов Джидинского ВМК.

Идея работы: изучение взаимосвязи структурного, вещественного и фазового составов лежалых хвостов Джидинского ВМК с их технологическими свойствами, позволяющей создать технологию переработки техногенного сырья.

В работе решались следующие задачи: оценить распределение вольфрама по всему пространству основного техногенного образования Джидинского ВМК; изучить вещественный состав лежалых хвостов Джижинского ВМК; исследовать контрастность лежалых хвостов в исходной крупности по содержанию W и 8 (II); исследовать гравитационную обогатимость лежалых хвостов Джидинского ВМК в различной крупности; определить целесообразности использования магнитного обогащения для повышения качества черновых вольфрамсодержащих концентратов; оптимизировать технологическую схему обогащения техногенного сырья ОТО Джидинского ВМК; провести полупромышленные испытания разработанной схемы извлечения W из лежалых хвостов ДВМК.

Методы исследования: спектральный, оптический, оптико-геометрический, химический, минералогический, фазовый, гравитационный и магнитный методы анализа вещественного состава и технологических свойств исходного минерального сырья и продуктов обогащения.

Достоверность и обоснованность научных положений, выводов обеспечены представительным объемом лабораторных исследований; подтверждены удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально полученных результатов обогащения, соответствием результатов лабораторных и опытно-промышленных испытаний.

НАЦИОНАЛЬНАЯ I БИБЛИОТЕКА I СПек гЛЙЛ!

Научная новизна:

1. Установлено, что техногенное вольфрамсодержащее сырье Джидинского ВМК в любой крупности эффективно обогащается гравитационным методом.

2. С помощью обобщенных кривых гравитационной обогатимости определены предельные технологические показатели переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК различной крупности гравитационным методом и выявлены условия получения отвальных хвостов с минимальными потерями вольфрама.

3. Установлены новые закономерности разделительных процессов, определяющие гравитационную обогатимость вольфрамсодержащего техногенного сырья в крупности +0,1 мм.

4. Для лежалых хвостов Джидинского ВМК выявлена надежная и достоверная корреляционная связь межу содержаниями WO3 и S(II).

Практическая значимость: разработана технология обогащения лежалых хвостов Джидинского ВМК, обеспечивающая эффективное извлечение вольфрама, позволяющая получить кондиционный вольфрамовый концентрат.

Апробация работы: основное содержание диссертационной работы и ее отдельные положения докладывались на ежегодных научно-технических конференциях Иркутского государственного технического университета (г.Иркутск, 2001-2004 гг.), всероссийской школе-семинаре молодых ученых «Леоновские чтения - 2004» (г.Иркутск, 2004 г.), научном симпозиуме «Неделя горняка - 2001» (г.Москва, 2001 г.), всероссийской научно-практической конференции «Новые технологии в металлургии, химии, обогащении и экологии» (г.Санкт-Петербург, 2004 г.), Плаксинские чтения - 2004. В полном объеме диссертационная работа представлялась на кафедре Обогащения полезных ископаемых и инженерной экологии в ИрГТУ, 2004 г. и на кафедре Обогащения полезных ископаемых СПГГИ (ТУ), 2004 г.

Публикации. По теме диссертационной работы опубликовано 8 печатных

Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, 3 глав, заключения, 104 библиографических источников и содержит 139 страниц, включая 14 рисунков, 27 таблиц и 3 приложения.

Автор выражает глубокую благодарность научному руководителю д.т.н., проф. К.В. Федотову за профессиональное и доброжелательное руководство; проф. О.Н. Бельковой - за ценные советы и полезные критические замечания, высказанные в процессе обсуждения диссертационной работы; Г.А. Бадениковой - за консультирование по расчету технологической схемы. Автор искренне благодарит сотрудников кафедры за всестороннюю помощь и поддержку, оказанные при подготовке диссертации.

Объективными предпосылками вовлечения в производственный оборот техногенных образований являются:

Неизбежность сохранения природно-ресурсного потенциала. Обеспечивается сокращением добычи первичных минерально-сырьевых ресурсов и снижением объема наносимого окружающей среде ущерба;

Необходимость замены первичных ресурсов вторичными. Обусловлена потребностями производства в материально-сырьевых ресурсах, в том числе тех отраслей, природно-сырьевая база которых практически исчерпана;

Возможность использования техногенных отходов обеспечивается внедрением достижений научно-технического прогресса.

Производство продукции из техногенных месторождений, как правило, в несколько раз дешевле, чем из специально добываемого для этого сырья, и характеризуется быстрой окупаемостью капиталовложений.

Хранилища отходов рудообогащения являются объектами повышенной экологической опасности из-за их негативного воздействия на воздушный бассейн, подземные и поверхностные воды, почвенный покров на обширных территориях.

Платежи за загрязнение представляют собой форму возмещения экономического ущерба от выбросов и сбросов загрязняющих веществ в окружающую природную среду, а также за размещение отходов на территории Российской Федерации.

Джидинское рудное поле относится к высокотемпературному глубинному гидротермальному кварц-вольфрамитовому (или кварц-гюбнеритовому) типу месторождений, играющих важнейшую роль в добыче вольфрама. Главным рудным минералом является вольфрамит, состав которого колеблется от ферберита до побнерита со всеми промежуточными членами ряда. Шеелит - менее распространенный вольфрамат.

Руды с вольфрамитом обогащаются главным образом по гравитационной схеме; применяются обычно гравитационные методы мокрого обогащения на отсадочных машинах, гидроциклонах и концентрационных столах. Для получения кондиционных концентратов применяют магнитную сепарацию.

Руды на фабрике Джидинского ВМК до 1976 г. перерабатывались по двухстадиальной гравитационной схеме, включающей тяжелосредное обогащение в гидроциклонах, двухстадиальную концентрацию узко классифицированных рудных материалов на трехдечных столах типа СК-22, доизмельчение и обогащение промродуктов в отдельном цикле. Шламы обогащались по отдельной гравитационной схеме с использованием отечественных и зарубежных концентрационных шламовых столов.

С 1974 по 1996 гг. складировались хвосты обогащения только вольфрамовых руд. В 1985-86 году руды перерабатывались по гравитационно -флотационной технологической схеме. Поэтому в основное хвостохранилище сбрасывались хвосты гравитационного обогащения и сульфидный продукт флотогравитации. С середины 80х годов ввиду возросшего потока руды, подававшейся с Инкурского рудника, возрос удельный вес отходов крупных

классов, вплоть до 1-3 мм. После остановки Джидинского ГОКа в 1996 г. прудок-отстойник самоликвидировался за счет испарения и фильтрации.

В 2000 г выделено как самостоятельный объект «хвостохранилище аварийного сброса» (ХАС) в связи с достаточно существенным его отличием от основного хвостохранилища по условиям залегания, масштабу запасов, качеству и степени сохранности техногенных песков. Другим побочным хвостохранилищем являются аллювиальные техногенные отложения (АТО), к которым относятся переотложенные хвосты флотации молибденовых руд на участке долины р. Модонкуль.

Базовые нормативы платы за размещение отходов в пределах установленных лимитов по Джидинскому ВМК составляют 90 620 000 руб. Ежегодный экологический ущерб от деградации земли из-за размещения лежалых хвостов рудообогащения оценивается в 20 990 200 руб.

Таким образом, вовлечение в переработку лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК позволит: 1) решить проблему сырьевой базы предприятия; 2) увеличить выпуск востребованного "-концентрата и 3) улучшить экологическую ситуацию в Забайкальском регионе.

Вещественный состав и технологические свойства техногенного минерального образования Джидинского ВМК

Проведено геологическое опробование лежалых хвостов Джидинского ВМК. При обследовании побочного хвостохранилища (хвостохранилище аварийного сброса (ХАС)) отобрано 13 проб. На площади месторождения АТО было отобрано 5 проб. Площадь опробования основного хвостохранилища (ОТО) составила 1015 тыс. м2 (101,5 га), отобрано 385 частных проб. Масса отобранных проб - 5 т. Все отобранные пробы проанализированы на содержание "03 и 8 (И).

ОТО, ХАТ и АТО статистически сравнивались по содержанию " 03 с помощью критерия Стьюдента. С доверительной вероятностью 95% установлено: 1) отсутствие значимого статистического различия по содержанию "03 между частными пробами побочных хвостохранилищ; 2) средние результаты опробования ОТО по содержанию "03 в 1999 и 2000 гг. относятся к одной генеральной совокупности; 3) средние результаты опробования основного и побочных хвостохранилищ по содержанию " 03 значимо отличаются друг от друга и минеральное сырье всех хвостохранилищ не может быть переработано по одной и той же технологии.

Предметом нашего исследования является ОТО.

Вещественный состав минерального сырья ОТО Джидинского ВМК установлен по данным анализов рядовых и групповых технологических проб, а также продуктов их переработки. Рядовые пробы анализировались на содержание "03 и 8(11). Групповые пробы использованы для минералогического, химического, фазового и ситового анализов.

По данным спектрального полуколичественного анализа представительной аналитической пробы выявлены основной полезный компонент - " и второстепенные - РЬ, /и, Си, Аи и Содержание "03 в форме шеелита

достаточно стабильно во всех классах крупности различных разностей песков и составляет в среднем 0,042-0,044%. Содержание WO3 в форме гюбнерита неодинаково в различных классах крупности. Высокие содержания WO3 в форме гюбнерита отмечены в частицах крупности +1 мм (от 0,067 до 0,145%) и особенно в классе -0,08+0 мм (от 0,210 до 0,273%). Эта особенность характерна для светлых и темных песков и сохраняется для усредненной пробы.

Результаты спектрального, химического, минералогического и фазового анализов подтверждают, что свойства гюбнерита, как основной минеральной формы \УОз, будут определять технологию обогащения минерального сырья ОТО Джидинского ВМК.

Гранулометрическая характеристика сырья ОТО с распределением вольфрама по классам крупности приведена на рис. 1,2.

Видно, что основная масса материала пробы ОТО (~58%) имеет крупность -1+0,25 мм, по 17% приходится на крупный (-3+1 мм) и мелкий (-0,25+0,1 мм) классы. Доля материала крупностью -0,1 мм составляет около 8%, из которого половина (4,13%) приходится на шламовый класс-0,044+0 мм.

Для вольфрама характерно незначительное колебание (0,04-0,05%) содержания в классах крупности от -3 +1 мм до -0,25+0,1 мм и резкое повышение (до 0,38%) в классе крупности -0,1+0,044 мм. В шламовом классе -0,044+0 мм содержание вольфрама снижается до 0,19%. То есть 25,28% вольфрама сосредоточено в классе -0,1+0,044 мм при выходе данного класса около 4% и 37,58% - в классе -0,1+0 мм при выходе данного класса 8,37%.

В результате анализа данных по вкрапленности гюбнерита и шеелита в минеральном сырье ОТО исходной крупности и измельченном до - 0,5мм (см. табл. 1).

Таблица 1 - Распределение зерен и сростков побнерита и шеелита по классам крупности исходного и измельченного минерального сырья _

Классы крупности, мм Распределение, %

Гюбнерит Шеелит

Своб. зерна | Сростки Своб. зерна | Сростки

Материал ОТО в исходной крупности (- 5 +0 мм)

3+1 36,1 63,9 37,2 62,8

1+0,5 53,6 46,4 56,8 43,2

0,5+0,25 79,2 20,8 79,2 20,8

0,25+0,125 88,1 11,9 90,1 9,9

0,125+0,063 93,6 6,4 93,0 7,0

0,063+0 96,0 4,0 97,0 3,0

Сумма 62,8 37,2 64,5 35,5

Материал ОТО, измельченный до - 0,5 +0 мм

0,5+0,25 71,5 28,5 67,1 32,9

0,25+0,125 75,3 24,7 77,9 22,1

0,125+0,063 89,8 10,2 86,1 13,9

0,063+0 90,4 9,6 99,3 6,7

Сумма 80,1 19,9 78,5 21,5

Сделан вывод о необходимости классификации обесшламленного минерального сырья ОТО по крупности 0,1 мм и раздельного обогащения получаемых классов. Из крупного класса следует: 1) выделить свободные зерна в черновой концентрат, 2) хвосты, содержащие сростки, подвергнуть доизмельчению, обесшламливанию, объединению с обесшламленным классом -0,1+0 мм исходного минерального сырья и гравитационному обогащению для извлечения тонких зерен шеелита и побнерита в промпродукт.

Для оценки контрастности минерального сырья ОТО использована технологическая проба, являющаяся совокупностью 385 частных проб. Результаты фракционирования частных проб по содержанию WO3 и сульфидной серы приведены на рис.3,4.

0 Ы ОС 0.2 »л М ол О 2 СС * _ " 8

С(кк|Юпытетр«окнсмм»фр**м.% Содержатся гульфкшоЯ

Рис. 3 Кривые условной контрастности исходного Рис. 4 Кривые условной контрастности исходного

минерального сырья ОТО по содержанию Ч/О} минерального сырья ОТО по содержанию 8 (II)

Установлено, что показатели контрастности по содержанию WO3 и S (II) равны 0,44 и 0,48 соответственно. С учетом классификации руд по контрастности исследуемое минеральное сырье по содержанию WO3 и S (II) относится к категории неконтрастных руд. Радиометрическое обогащение не

пригодно для извлечения вольфрама из мелкоразмерных лежалых хвостов Джидинского ВМК.

Результаты корреляционного анализа, с помощью которого выявлена математическая зависимость между концентрациями \\Юз и 8 (II) (Стоз=0»0232+0,038С5(и)И г=0,827; корреляционная связь является достоверной и надежной), подтверждают выводы о нецелесообразности использования радиометрической сепарации.

Результаты анализа по разделению минеральных зерен ОТО в тяжелых жидкостях, приготовленных на основе селенового бромида, использованы для расчета и построения кривых гравитационной обогатимости (рис. 5), из вида которых, особенно кривой следует, что для минерального сырья ОТО Джидинского ВМК в любой крупности пригоден гравитационный метод обогащения.

Учитывая недостатки в использовании кривых гравитационной обогатимости, особенно кривой для определения содержания металла во всплывших фракциях с заданным выходом или извлечением строили обобщенные кривые гравитационной обогатимости (рис 6), результаты анализа которых даны в табл. 2.

Таблица 2 - Прогнозные технологические показатели обогащения разных классов крупности лежалых хвостов Джидинского ВМК гравитационным методом_

г Класс крупности, мм Максимальные потери \У с хвостами, % Выход хвостов, % Содержание XV, %

в хвостах в конц-те

3+1 0,0400 25 82,5 0,207 0,1

3+0,5 0,0400 25 84 0,19 0,18

3+0,25 0,0440 25 90 0,15 0,28

3+0,1 0,0416 25 84,5 0,07 0,175

3+0,044 0,0483 25 87 0,064 0,27

1+0,5 0,04 25 84,5 0,16 0,2

1+0,044 0,0500 25 87 0,038 0,29

0,5+0,25 0,05 25 92,5 0,04 0,45

0,5+0,044 0,0552 25 88 0,025 0,365

0,25+0,1 0,03 25 79 0,0108 0,1

0,25+0,044 0,0633 15 78 0,02 0,3

0,1+0,044 0,193 7 82,5 0,018 1,017

По гравитационной обогатимости классы -0,25+0,044 и -0,1+0,044 мм существенно отличается от материала иной крупности. Лучшие технологические показатели гравитационного обогащения минерального сырья прогнозируются для класса крупности -0,1+0,044 мм: ^ |*0М4=82,5%, =0,018% и е* =7%.

Результаты электромагнитного фракционирования тяжелых фракций (ТФ), гравитационного анализа с помощью универсального магнита Сочнева С-5 и магнитной сепарации ТФ показали, что общий выход сильномагнитной и немагнитной фракций составляет 21,47% и потери " в них равны 4,5%. Минимальные потери " с немагнитной фракцией и максимальное содержание " в объединенном слабомагнитном продукте прогнозируются при условии, если питание сепарации в сильном магнитном поле имеет крупность -0,1+0 мм.

Рис. 5 Кривые гравитационной обогатимости лежалых хвостов Джидинского ВМК

е) класс -0,1+0,044 мм

Рис. 6 Обобщенные кривые гравитационной обогатимости различных классов крупности минерального сырья ОТО

Разработка технологической схемы обогащения лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМ К

Результаты технологического опробования различных способов гравитационного обогащения лежалых хвостов ОТО Джидинского ВМК представлены в табл. 3.

Таблица 3 - Результаты тестирования гравитационных аппаратов

Получены сопоставимые технологические показатели по извлечению WO3 в черновой концентрат при обогащении неклассифицированных лежалых хвостов как при винтовой сепарации, так и при центробежной сепарации. Минимальные потери WO3 с хвостами выявлены при обогащении в центробежном концентраторе класса -0,1+0 мм.

В табл. 4 дан гранулометрический состав чернового W-концентрата крупностью -0,1+0 мм.

Таблица 4 - Гранулометрический состав чернового W-концентрата

Класс крупности, мм Выход классов, % Содержание Распределение АУОз

Абсолютное Относительное, %

1+0,071 13,97 0,11 1,5345 2,046

0,071+0,044 33,64 0,13 4,332 5,831

0,044+0,020 29,26 2,14 62,6164 83,488

0,020+0 23,13 0,28 6,4764 8,635

Итого 100,00 0,75 75,0005 100,0

В концентрате основное количество WO3 находится в классе -0,044+0,020 мм.

Согласно данным минералогического анализа по сравнению с исходным материалом в концентрате больше массовая доля побнерита (1,7%) и рудных сульфидных минералов, особенно пирита (16,33%). Содержание породообразующих - 76,9%. Качество чернового W-концентрата может быть повышено последовательным применением магнитной и центробежной сепарации.

Результатами тестирования гравитационных аппаратов для извлечения >УОз из хвостов первичного гравитационного обогащения минерального сырья ОТО в крупности +0,1 мм (табл. 5) доказано, что самым эффективным аппаратом является концентратор ККЕЬ80№

Таблица 5 - Результаты тестирования гравитационных аппаратов

Продукт Г,% ßwo>, % rßwo> ст">, %

винтовой сепаратор

Концентрат 19,25 0,12 2,3345 29,55

Хвосты 80.75 0,07 5,5656 70,45

Исходная проба 100,00 0,079 7,9001 100,00

винговой шлюз

Концентрат 15,75 0,17 2,6750 33,90

Хвосты 84,25 0,06 5,2880 66,10

Исходная проба 100,00 0,08 7,9630 100,00

концентрационный стол

Концентрат 23,73 0,15 3,56 44,50

Хвосты 76,27 0,06 4,44 55,50

Исходная проба 100,00 0,08 8,00 100,00

центробежный концентратор KC-MD3

Концентрат 39,25 0,175 6,885 85,00

Хвосты 60,75 0,020 1,215 15,00

Исходная проба 100,00 0,081 8,100 100,00

При оптимизации технологической схемы обогащения минерального сырья ОТО Джидинского ВМК учитывали: 1) технологические схемы переработки тонковкрапленных вольфрамитовых руд отечественных и зарубежных обогатительных фабрик; 2) технические характеристики современного применяемого оборудования и его габариты; 3) возможность использования одного и того же оборудования для одновременной реализации двух операций, например, разделения минералов по крупности и обезвоживания; 4) экономические затраты на аппаратурное оформление технологической схемы; 5) результаты, изложенные в главе 2; 6) требования ГОСТов, предъявляемые к качеству вольфрамовых концентратов.

При полупромышленных испытаниях разработанной технологии (рис 7-8 и табл. 6) за 24 часа переработано 15 т исходного минерального сырья.

Результаты спектрального анализа представительной пробы полученного концентрата подтверждают, что W-концентрат III магнитной сепарации является кондиционным и соответствует марке КВГ (Т) ГОСТа 213-73.

Рис.8 Результаты технологического опробования схемы доводки черновых концентратов и промпродукта из лежалых хвостов Джидинского ВМК

Таблица 6 - Результаты опробования технологической схемы

Продукт у

Кондиционный концентрат 0,14 62,700 8,778 49,875

Хвосты отвальные 99,86 0,088 8,822 50,125

Исходная руда 100,00 0,176 17,600 100,000

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В работе дано решение актуальной научно-производственной задачи: научно обоснованы, разработаны и в определенном объеме реализованы эффективные технологические методы извлечения вольфрама из лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК.

Основные результаты выполненных исследований, разработок и их практической реализации заключаются в следующем

Основной полезный компонент - вольфрам, по содержанию которого лежалые хвосты являются неконтрастной рудой, представлен преимущественно гюбнеритом, определяющим технологические свойства техногенного сырья. Вольфрам неравномерно распределен по классам крупности и основное его количество сосредоточено в крупности

Доказано, что единственным эффективным методом обогащения W-содержащих лежалых хвостов Джидинского ВМК является гравитационный. На основе анализа обобщенных кривых гравитационной обогатимости лежалых W-содержащих хвостов установлено, что отвальные хвосты с минимальными потерями вольфрама являются отличительным признаком обогащения техногенного сырья в крупности -0,1+Омм. Установлены новые закономерности разделительных процессов, определяющие технологические показатели гравитационного обогащения лежалых хвостов Джидинского ВМК в крупности +0,1мм.

Доказано, что из гравитационных аппаратов, применяемых в горной отрасли при обогащении W-содержащих руд, для максимального извлечения вольфрама из техногенного сырья Джидинского ВМК в черновые W-концентраты пригодны винтовой сепаратор и центробежный концентратор ККЕЬ80№ Эффективность использования концентратора ККЕЬ80К подтверждена также для доизвлечения вольфрама из хвостов первичного обогащения техногенного W-содержащего сырья в крупности - 0,1мм.

3. Оптимизированная технологическая схема извлечения вольфрама из лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК позволила получить кондиционный W-концентрат, решить проблему истощения минеральных ресурсов Джидинского ВМК и снизить негативное воздействие производственной деятельности предприятия на окружающую среду.

Предпочтительное использование гравитационного оборудования. При полупромышленных испытаниях разработанной технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК получен кондиционный "-концентрат с содержанием "03 62,7% при извлечении 49,9%. Срок окупаемости обогатительной установки по переработке лежалых хвостов Джидинского ВМК с целью извлечения вольфрама составил 0,55 года.

Основные положения диссертационной работы опубликованы в следующих работах:

1. Федотов К.В., Артемова О.С., Полинскина И.В. Оценка возможности переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК, Обогащение руд: Сб. научн. трудов. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2002. - 204 с, С. 74-78.

2. Федотов К.В., Сенченко А.Е., Артемова О.С., Полинкина И.В. Применение центробежного сепаратора с непрерывной разгрузкой концентрата для извлечения вольфрама и золота из хвостов Джидинского ВМК, Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья: Материалы Международного совещания «Плаксинские чтения - 2002». - М.: П99, Изд-во ПКЦ «Альтекс», 2002 - 130 с, С.96-97.

3. Зелинская Е.В., Артемова О.С. Возможность регулирования селективности действия собирателя при флотации вольфрамсодержащих руд из лежалых хвостов, Направленное изменение физико-химических свойств минералов в процессах обогащения полезных ископаемых (Плаксинские чтения), материалы международного совещания. - М.: Альтекс, 2003. -145 с, С.67-68.

4. Федотов К.В., Артемова О.С. Проблемы переработки лежалых вольфрамсодержащих продуктов Современные методы переработки минерального сырья: Материалы конференции. Иркутск: Ирк. Гос. Тех. Ун-т, 2004г. - 86 с.

5. Артемова О. С, Гайдук А. А. Извлечение вольфрама из лежалых хвостов Джидинского вольфраммолибденового комбината. Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств: Материалы научно-практической конференции. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ. - 2004 г. - 100 с.

6. Артемова О.С. Оценка неравномерности распределения вольфрама в Джидинском хвостохранилище. Современные методы оценки технологических свойств минерального сырья благородных металлов и алмазов и прогрессивные технологии их переработки (Плаксинские чтения): Материалы международного совещания. Иркутск, 13-17 сентября 2004 г. - М.: Альтекс,2004. - 232 с.

7. Артемова О.С, Федотов К.В., Белькова О.Н. Перспективы использования техногенного месторождения Джидинского ВМК. Всероссийская научно-практическая конференция «Новые технологии в металлургии, химии, обогащении и экологии» г. Санкт-Петербург, 2004 г.

Подписано в печать 12. Н 2004. Формат 60x84 1/16. Бумага типографская. Печать офсетная. Усл. печ. л. Уч.-изд.л. 125. Тираж 400 экз. Зак.460.

ИД №06506 от 26.12.2001 Иркутский государственный технический университет 664074, Иркутск, ул. Лермонтова, 83

РНБ Русский фонд

1 .ЗНАЧИМОСТЬ ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ

1.1. Минеральные ресурсы рудной отрасли в РФ и вольфрамовой подотрасли

1.2. Техногенные минеральные образования. Классификация. Необходимость использования

1.3. Техногенное минеральное образование Джидинского ВМК

1.4. Цели и задачи исследования. Методы исследования. Положения, выносимые на защиту

2. ИССЛЕДОВАНИЕ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СВОЙСТВ ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ ДЖИДИНСКОГО ВМК

2.1. Геологическое опробование и оценка распределения вольфрама

2.2. Вещественный состав минерального сырья

2.3. Технологические свойства минерального сырья

2.3.1. Гранулометрический состав

2.3.2. Исследование возможности радиометрической сепарации минерального сырья в исходной крупности

2.3.3. Гравитационный анализ

2.3.4. Магнитный анализ

3. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ВОЛЬФРАМА ИЗ ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ ДЖИДИНСКОГО ВМК

3.1. Технологическое тестирование разных гравитационных аппаратов при обогащении лежалых хвостов различной крупности

3.2. Оптимизация схемы переработки ОТО

3.3. Полупромышленные испытания разработанной технологической схемы обогащения ОТО и промышленной установки

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Разработка технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК"

Науки об обогащении полезных ископаемых, прежде всего, направлены на разработку теоретических основ процессов разделения минералов и создание обогатительных аппаратов, на раскрытие взаимосвязи закономерностей распределения компонентов и условий разделения в продуктах обогащения с целью повышения селективности и скорости разделения, его эффективности и экономичности, экологической безопасности.

Несмотря на значительные запасы полезных ископаемых и сокращение в последние годы ресурсопотребления, истощение минеральных ресурсов является одной из важнейших проблем в России. Слабое использование ресурсосберегающих технологий способствует большим потерям полезных ископаемых при добыче и обогащении сырья .

Анализ развития техники и технологии обогащения полезных ископаемых за последние 10-15 лет указывает на значительные достижения отечественной фундаментальной науки в области познания основных явлений и закономерностей при разделении минеральных комплексов, что позволяет создать высокоэффективные процессы и технологии для первичной переработки руд сложного вещественного состава и, как следствие, обеспечить металлургическую промышленность необходимой номенклатурой и качеством концентратов. В то же время в нашей стране в сравнении с развитыми зарубежными государствами до сих пор наблюдается значительное отставание в развитии машиностроительной базы для производства основного и вспомогательного обогатительного оборудования, в его качестве, металлоемкости, энергоемкости и износостойкости .

Кроме того, в силу ведомственной принадлежности горно-обогатительных предприятий комплексное сырье перерабатывалось только с учетом необходимой потребности отрасли в конкретном металле, что приводило к нерациональному использованию природных минеральных ресурсов и увеличению затрат на складирование отходов . В настоящее время накоплено более 12 млрд.т отходов, содержание ценных компонентов в которых в ряде случаев превышает их содержание в природных месторождениях .

Помимо вышеперечисленных негативных тенденций, начиная с 90-х годов резко обострилась экологическая обстановка на горно-обогатительных предприятиях (в ряде регионов угрожая существованию не только биоты, но и человека), наметилось прогрессирующее снижение добычи руд цветных и черных металлов, горно-химического сырья, ухудшение качества перерабатываемых руд и, как следствие, вовлечение в переработку труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими технологическими свойствами минералов. Так, за последние 20 лет содержание цветных металлов в рудах снизилось в 1,3-1,5 раза, железа в 1,25 раза, золота в 1,2 раза, доля труднообогатимых руд и угля возросла с 15% до 40% от общей массы сырья, поступающего на обогащение .

Воздействие человека на природную среду в процессе хозяйственной деятельности ныне приобретает глобальный характер. По масштабам извлекаемых и перемещаемых пород, преобразования рельефа, воздействия на перераспределение и динамику поверхностных и подземных вод, активизации геохимического переноса и т.д. эта деятельность сопоставима с геологическими процессами .

Беспрецедентный масштаб извлекаемых минеральных ресурсов ведет к их быстрому истощению, накоплению на поверхности Земли, в атмосфере и гидросфере большого числа отходов, постепенной деградации природных ландшафтов, сокращению биоразнообразия, снижению природного потенциала территорий и их жизнеобеспечивающих функций .

Хранилища отходов рудообогащения являются объектами повышенной экологической опасности из-за их негативного воздействия на воздушный бассейн, подземные и поверхностные воды, почвенный покров на обширных территориях . Наряду с этим хвостохранилища - малоизученные техногенные месторождения, использование которых позволит получить дополнительные источники рудно-минерального сырья при существенном уменьшении масштабов нарушения геологической среды в регионе .

Производство продукции из техногенных месторождений, как правило, в несколько раз дешевле, чем из специально добываемого для этого сырья, и характеризуется быстрой окупаемостью капиталовложений. Однако сложный химический, минералогический и гранулометрический состав хвостохранилищ, а также широкий набор содержащихся в них полезных ископаемых (от главных и попутных компонентов до простейших строительных материалов) затрудняют расчет суммарного экономического эффекта от их переработки и определяют индивидуальный подход к оценке каждого хвостохранилища .

Следовательно, в настоящий момент выявился ряд неразрешимых противоречий между изменением характера минерально-сырьевой базы, т.е. необходимостью вовлечения в переработку труднообогатимых руд и техногенных месторождений, экологически обостренной ситуацией в горнопромышленных регионах и состоянием техники, технологии и организации первичной переработки минерального сырья .

Вопросы использования отходов обогащения полиметаллических, золотосодержащих и редких металлов имеют как экономический, так и экологические аспекты .

В достижении современного уровня развития теории и практики переработки хвостов обогащения руд цветных, редких и благородных металлов большой вклад внесли В.А. Чантурия, В.З. Козин, В.М. Авдохин, С.Б. Леонов, JI.A. Барский, А.А. Абрамов, В.И. Кармазин, С.И. Митрофанов и др.

Важной составной частью общей стратегии рудной отрасли, в т.ч. вольфрамовой, является рост использования отходов рудообогащения, как дополнительных источников рудно-минерального сырья, при существенном уменьшении масштабов нарушения геологической среды в регионе и негативного воздействия на все компоненты окружающей среды .

В области использования отходов рудообогащения важнейшим является детальное минералого-технологическое исследование каждого конкретного, индивидуального техногенного месторождения, результаты которого позволят разработать эффективную и экологически безопасную технологию промышленного освоения дополнительного источника рудно-минерального сырья .

Рассматриваемые в диссертационной работе проблемы решались в соответствии с научным направлением кафедры Обогащения полезных ископаемых и инженерной экологии Иркутского государственного технического университета по теме «Фундаментальные и технологические исследования в области переработки минерального и техногенного сырья с целью комплексного его использования, с учетом экологических проблем в сложных индустриальных системах» и х/д темой № 118 «Исследование на обогатимость лежалых хвостов Джидинского ВМК».

Цель работы - научно обосновать, разработать и апробировать рациональные технологические методы обогащения лежалых вольфрамсодержащих хвостов Джидинского ВМК.

В работе решались следующие задачи:

Оценить распределение вольфрама по всему пространству основного техногенного образования Джидинского ВМК;

Изучить вещественный состав лежалых хвостов Джижинского ВМК;

Исследовать контрастность лежалых хвостов в исходной крупности по содержанию W и S (II); исследовать гравитационную обогатимость лежалых хвостов Джидинского ВМК в различной крупности;

Определить целесообразности использования магнитного обогащения для повышения качества черновых вольфрамсодержащих концентратов;

Оптимизировать технологическую схему обогащения техногенного сырья ОТО Джидинского ВМК; провести полупромышленные испытания разработанной схемы извлечения W из лежалых хвостов ДВМК;

Разработать схему цепи аппаратов для промышленной переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК.

Для выполнения исследований использовалась представительная технологическая проба лежалых хвостов Джидинского ВМК.

При решении сформулированных задач использовались следующие методы исследования: спектральный, оптический, химический, минералогический, фазовый, гравитационный и магнитный методы анализа вещественного состава и технологических свойств исходного минерального сырья и продуктов обогащения.

На защиту выносятся следующие основные научные положения: Установлены закономерности распределения исходного техногенного минерального сырья и вольфрама по классам крупности. Доказана необходимость первичной (предварительной) классификации по крупности 3 мм.

Установлены количественные характеристики лежалых хвостов рудообогащения руд Джидинского ВМК по содержанию WO3 и сульфидной серы. Доказано, что исходное минеральное сырье относится к категории неконтрастных руд. Выявлена достоверная и надежная корреляционная связь между содержаниями WO3 и S (II).

Установлены количественные закономерности гравитационной обогатимости лежалых хвостов Джидинского ВМК. Доказано, что для исходного материала любой крупности эффективным методом извлечения W является гравитационное обогащение. Определены прогнозные технологические показатели гравитационного обогащения исходного минерального сырья в различной крупности.

Установлены количественные закономерности распределения лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК по фракциям различной удельной магнитной восприимчивости. Доказана эффективность последовательного применения магнитной и центробежной сепарации для повышения качества черновых W-содержащих продуктов. Оптимизированы технологические режимы магнитной сепарации.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Артемова, Олеся Станиславовна

Основные результаты выполненных исследований, разработок и их практической реализации заключаются в следующем:

1. Выполнен анализ современной ситуации в РФ с минеральными ресурсами рудной отрасли, в частности - вольфрамовой. На примере Джидинского ВМК показано, что проблема вовлечения в переработку лежалых хвостов рудообогащения является актуальной, имеющей технологическое, экономическое и экологическое значение.

2. Установлены вещественный состав и технологические свойства основного W-содержащего техногенного образования Джидинского ВМК.

Основной полезный компонент - вольфрам, по содержанию которого лежалые хвосты являются неконтрастной рудой, представлен преимущественно гюбнеритом, определяющим технологические свойства техногенного сырья. Вольфрам неравномерно распределен по классам крупности и основное его количество сосредоточено в крупности -0,5+0,1 и -0,1+0,02 мм.

Доказано, что единственным эффективным методом обогащения W-содержащих лежалых хвостов Джидинского ВМК является гравитационный. На основе анализа обобщенных кривых гравитационной обогатимости лежалых W-содержащих хвостов установлено, что отвальные хвосты с минимальными потерями вольфрама являются отличительным признаком обогащения техногенного сырья в крупности -0,1+0мм. Установлены новые закономерности разделительных процессов, определяющие технологические показатели гравитационного обогащения лежалых хвостов Джидинского ВМК в крупности +0,1 мм.

Доказано, что из гравитационных аппаратов, применяемых в горной отрасли при обогащении W-содержащих руд, для максимального извлечения вольфрама из техногенного сырья Джидинского ВМК в черновые W-концентраты пригодны винтовой сепаратор и центробежный концентратор KNELSON. Эффективность использования концентратора KNELSON подтверждена также для доизвлечения вольфрама из хвостов первичного обогащения техногенного W-содержащего сырья в крупности - 0,1мм.

3. Оптимизированная технологическая схема извлечения вольфрама их лежалых хвостов рудообогащения Джидинского ВМК позволила получить кондиционный W-концентрат, решить проблему истощения минеральных ресурсов Джидинского ВМК и снизить негативное воздействие производственной деятельности предприятия на окружающую среду.

Существенными признаками разработанной технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК являются:

Узкая классификация по крупности питания первичных обогатительных операций;

Предпочтительное использование гравитационного оборудования.

При полупромышленных испытаниях разработанной технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК получен кондиционный W-концентрат с содержанием WO3 62,7% при извлечении 49,9%. Срок окупаемости обогатительной установки по переработке лежалых хвостов Джидинского ВМК с целью извлечения вольфрама составил 0,55 года.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Артемова, Олеся Станиславовна, Иркутск

1. Технико-экономическая оценка техногенных месторождений цветных металлов: Обзор/В.В. Оленин, Л.Б. Ершов, И.В. Белякова. М., 1990 - 64 с.

2. Горные науки. Освоение и сохранение недр Земли / РАН, АГН, РАЕН, МИА; Под ред. К.Н. Трубецкого. М.: Изд-во Академии горных наук, 1997. -478 с.

3. Новиков А.А., Сазонов Г.Т. Состояние и перспективы развития рудно-сырьевой базы цветной металлургии РФ, Горный журнал 2000 г - №8, С. 92-95.

4. Карелов С.В., Выварец А.Д., Дистергефт JI.B., Мамяченков С.В., Хилай В.В., Набойченко Е.С. Оценка эколого-экономической эффективности переработки вторичного сырья и техногенных отходов, Известия ВУЗов, Горный журнал 2002 г - № 4, С. 94-104.

5. Минеральные ресурсы России. Экономика и управление Модульные обогатительные фабрики, Специальный выпуск, сентябрь 2003 г. - HTJI ТОМС ИрГТУ.

6. Бересневич П.В. и др. Охрана окружающей среды при эксплуатации хвостохранилищ. М.: Недра, 1993. - 127 с.

7. Дудкин О.Б., Поляков К.И. Проблема техногенных месторождений, Обогащение руд 1999 г - № 11, С. 24-27.

8. Дерягин А.А., Котова В.М., Никольский A.JI. Оценка перспектив вовлечения в эксплуатацию техногенных месторождений, Маркшейдерия и недропользование 2001 г - № 1, С. 15-19.

9. Чуянов Г.Г. Хвостохранилища обогатительных фабрик, Известия ВУЗов, Горный журнал 2001 г - № 4-5, С. 190-195.

10. Воронин Д.В., Гавеля Э.А., Карпов С.В. Изучение и переработка техногенных месторождений, Обогащение руд - 2000 г № 5, С. 16-20.

11. Смолдырев А.Е. Возможности отработки хвостохранилищ, Горный журнал -2002 г-№7, С. 54-56.

12. Квитка В.В., Кумакова Л.Б., Яковлева Е.П. Переработка лежалых хвостов обогатительных фабрик Восточного Казахстана, Горный журнал - 2001 г -№9, С. 57-61.

13. Хасанова Г.Г. Кадастровая оценка техногенно-минеральных объектов Среднего Урала Известия ВУЗов, Горный журнал - 2003 г - № 4, С. 130136.

14. Туманова Е.С., Туманов P.P. Минеральное сырье. Сырье техногенное // Справочник. М.: ЗАО «Геоинформмарк», 1998. - 44 с.

15. Попов В.В. Минерально-сырьевая база России. Состояние и проблемы, Горный журнал 1995 г - № 11, С. 31-34.

16. Уздебаева Л.К. Лежалые хвосты обогащения - дополнительный источник получения металлов, Цветные металлы 1999 г - № 4, С. 30-32.

17. Фишман М.А., Соболев Д.С. Практика обогащения руд цветных и редких металлов, т. 1-2. -М.: Металлургиздат, 1957 1960.

18. Фишман М.А., Соболев Д.С. Практика обогащения руд цветных и редких металлов, т.3-4. М.: Госгортехиздат, 1963.

19. Леонов С.Б., Белькова О.Н. Исследование полезных ископаемых на обогатимость: Учебное пособие. - М.: «Интермет Инжиниринг», 2001. - 631с.

20. Трубецкой К.Н., Уманец В.Н., Никитин М.Б. Классификация техногенных месторождений, основные категории и понятия, Горный журнал - 1990 г -№ 1, С. 6-9.

21. Инструкция по применению Классификации запасов к месторождениям вольфрамовых руд. М., 1984 - 40 с.

22. Бетехтин А.Г., Голиков А.С., Дыбков В.Ф. и др. Курс месторождений полезных ископаемых Изд. 3-е перераб. и доп./Под. Ред. П.М. Татаринова и А.Г. Бетехтина-М.: Недра, 1964.

23. Хабиров В.В., Воробьев А.Е. Теоретические основы развития горнодобывающих и перерабатывающих производств Кыргызстана/Под ред. акад. Н.П. Лаверова. М.: Недра, 1993. - 316 с.

24. Изоитко В.М. Технологическая минералогия вольфрамовых руд. - Л.: Наука, 1989.-232 с.

25. Изоитко В.М., Бояринов Е.В., Шанаурин В.Е. Особенности минералого-технологической оценки руд на предприятиях вольфрам-молибденовой отрасли. М.ЦНИИЦВЕТМЕТ и информ., 1985.

26. Минелогическая энциклопедия/Под ред. К.Фрея: Пер. с англ. - Л-д: Недра, 1985.-512 с.

27. Минералогическое исследование руд цветных и редких металлов/Под общей ред. А.Ф. Ли. Изд. 2-ое. М.: Недра, 1967. - 260 с.

28. Рамдер Пауль Рудные минералы и их срастания. М.: ИЛ, 1962.

29. Коган Б.И. Редкие металлы. Состояние и перспективы. М.: Наука, 1979. - 355 с.

30. Кочурова Р.Н. Геометрические методы количественно-минералогического анализа горных пород. - Л-д: ЛГУ, 1957.-67 с.

31. Методические основы исследования химические состава горных пород, руд и минералов. Под ред. Г.В. Остроумова. М.: Недра, 1979. - 400 с.

32. Методы минералогических исследований: Справочник/Под ред. А.И. Гинзбурга. М.: Недра, 1985. - 480 с.

33. Копченова Е.В. Минералогический анализ шлихов и рудных концентратов. М.: Недра, 1979.

34. Определение минеральных форм вольфрама в первичных рудах и рудах коры выветривания гидротермальных кварцевых штокверков. Инструкция НСАМ № 207-Ф-М.: ВИМС, 1984.

35. Методические минералогические исследования. М.: Наука, 1977. - 162 с. (АН СССРИМГРЭ).

36. Панов Е.Г., Чуков А.В., Кольцов А.А. Оценка качества сырья для вторичной переработки отходов горно-обогатительного производства. Разведка и охрана недр, 1990 №4.

37. Материалы Республиканского Аналитического Центра ПГО "Бурятгеология" по исследованию вещественного состава руд Холтосонского и Инкурского месторождений и техногенных продуктов Джидинского комбината. Улан-Удэ, 1996.

38. Отчет Гиредмета "Изучение вещественного состава и обогатимости двух, проб лежалых хвостов Джидинского ГОКа". Авторы Чистов Л.Б., Охрименко В.Е. М., 1996.

39. Зеликман А.Н., Никитин JI.C. Вольфрам. М.: Металлургия, 1978. - 272 с.

40. Федотов К.В. Численное определение составляющих скорости потока жидкости в центробежных аппаратах, Обогащение руд - 1998 г № 4, С. 34-39.

41. Шохин В.И. Гравитационные методы обогащения. М.: Недра, 1980. - 400 с.

42. Фоменко Т.Г. Гравитационные процессы обогащения полезных ископаемых. М.: Недра, 1966. - 330 с.

43. Воронов В.А. Об одном подходе к управлению раскрытием минералов в процессе измельчения, Обогащение руд 2001 г - № 2, С. 43-46.

44. Барский JI.A., Козин В.З. Системный анализ в обогащении полезных ископаемых. М.: Недра, 1978. - 486 с.

45. Технологическая оценка минерального сырья. Методы исследования: Справочник/Под ред. П.Е. Остапенко. М.: Недра, 1990. - 264 с.

46. Сорокин М.М, Шепета Е.Д., Куваева И.В. Снижение потерь триоксида вольфрама с сульфидными отвальными продуктами. Физико-технологические проблемы разработки полезных ископаемых, 1988 №1, С. 59-60.

47. Отчет Научно-внедренческого центра "Экстехмет" "Оценка обогатимости сульфидных продуктов Холтосонского месторождения". Авторы Королев Н.И., Крылова Н.С. и др., М., 1996.

48. Добромыслов Ю.П., Семенов М.И. и др. Разработка и внедрение технологии комплексной переработки отвальных продуктов обогатительных фабрик Джидинского комбината. Комплексное использование минерального сырья, Алма-Ата, 1987 №8. С. 24-27.

49. Никифоров К.А., Золтоев Е.В. Получение искусственного вольфрамового сырья из низкосортных побнеритовых промпродуктов обогатительной фабрики. Комплексное использование минерального сырья, 1986 №6, С.62-65.

50. Методика определения предотвращенного экологического ущерба/Гос. Комитета РФ по охране окружающей среды. М., 1999. - 71 с.

51. Рубинштейн Ю.Б., Волков JI.A. Математические методы в обогащении полезных ископаемых. - М.: Недра, 1987. 296 с.

52. Современные методы минералогического исследования/Под ред. Е.В. Рожкова, т.1. М.: Недра, 1969. - 280 с.

53. Современные методы минералогического исследования/Под ред. Е.В. Рожкова, т.2. М.: Недра, 1969. - 318 с.

54. Электронная микроскопия в минералогии/Под общей ред. Г.Р. Венка. Пер. с англ. М.: Мир, 1979. - 541 с.

55. Фекличев В.Г. Диагностические спектры минералов. - М.: Недра, 1977. - 228 с.

56. Кэмерон Ю.Н. Рудная микроскопия. М.: Мир, 1966. - 234 с.

57. Волынский И.С. Определение рудных минералов под микроскопом. - М.: Недра, 1976.

58. Вяльсов JT.H. Оптические методы диагностики рудных минералов. - М.: Недра, 1976.-321 с.

59. Исаенко М.П., Боришанская С.С., Афанасьев Е.Л. Определитель главнейших минералов руд в отраженном свете. М.: Недра, 1978.

60. Зевин Л.С., Завьялова Л.Л. Количественный рентгенографический фазовый анализ. М.: Недра, 1974.

61. Большаков А.Ю., Комлев В.Н. Методические рекомендации по оценке обогатимости руд ядерно-физическими методами. Апатиты: КФ АН СССР, 1974.-72 с.

62. Васильев Е.К., Нахмансон М.С. Качественный рентгено-фазовый анализ. - Новосибирск: Наука, СО, 1986. 199 с.

63. Филлипова Н.А. Фазовый анализ руд и продуктов их переработки. - М.: Химия, 1975.-280 с.

64. Блохин М.А. Методы рентгеноспектральных исследований. - М., Физматгиз, 1959. 386 с.

65. Технологическая оценка минерального сырья. Опытные установки: Справочник/Под ред. П.Е. Остапенко. М.: Недра, 1991. - 288 с.

66. Богданович А.В. Пути совершенствования гравитационного обогащения мелкозернистых руд и шламов, Обогащение руд 1995 г - № 1-2, С. 84-89.

67. Плотников Р.И., Пшеничный Г.А. Флюорисцентный рентгенорадиометрический анализ. - М., Атомиздат, 1973. - 264 с.

68. Мокроусов В. А., Лилеев В. А. Радиометрическое обогащение нерадиоактивных руд. М.: Недра, 1978. - 191 с.

69. Мокроусов В.А. Изучение гранулометрического состава и контрастности полезных ископаемых для оценки возможности обогащения: Методические рекомендации/ВИМС. М.: 1978. - 24 с.

70. Барский Л.А., Данильченко Л.М. Обогатимость минеральных комплексов. -М.: Недра, 1977.-240 с.

71. Альбов М.Н. Опробование месторождений полезных ископаемых. - М.: Недра, 1975.-232 с.

72. Митрофанов С.И. Исследование полезных ископаемых на обогатимость. - М.: Металлургиздат, 1954.-495 с.

73. Митрофанов С.И. Исследование полезных ископаемых на обогатимость. - М.: Госгортехиздат, 1962. - 580 с.

74. Уральская Государственная Горно-Геологическая Академия, 2002, С. 6067.

75. Кармазин В.В., Кармазин В.И. Магнитные и электрические методы обогащения. М.: Недра, 1988. - 303 с.

76. Олофинский Н.Ф. Электрические методы обогащения. 4-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1977. - 519 с.

77. Месеняшин А.И. Электрическая сепарация в сильных полях. М.: Недра, 1978.

78. Полькин С.И. Обогащение руд и россыпей редких металлов. М.: Недра, 1967.-616 с.

79. Справочник по обогащению руд. Специальные и вспомогательные процессы, испытания обогатимости, контроль и автоматика /Под ред. О.С. Богданова. М.: Недра, 1983 - 386 с.

80. Справочник по обогащению руд. Основные процессы./Под ред. О.С. Богданова. М.: Недра, 1983. - 381 с.

81. Справочник по обогащению руд. В 3-х т. Гл. ред. О.С. Богданов. Т.З. Обогатительные фабрики. Отв. Ред. Ю.Ф. Ненарокомов. М.: Недра, 1974.- 408 с.

82. Горный журнал 1998 г - № 5, 97 с.

83. Потемкин А.А. Компания KNELSON CONSENTRATOR мировой лидер в производстве гравитационных центробежных сепараторов, Горный журнал- 1998 г-№ 5, С. 77-84.

84. Богданович А.В. Разделение в центробежном поле взвешенных в жидкости частиц в псевдостатических условиях, Обогащение руд - 1992 г № 3-4, С. 14-17.

85. Станойлович Р. Новые направления в развитии гравитационной концентрации, Обогащение руд 1992 г - № 1, С. 3-5.

86. Подкосов Л.Г. О теории гравитационного обогащения, Цветные металлы - 1986 г-№7, С. 43-46.

87. Богданович А.В. Интенсификация процессов гравитационного обогащения в центробежных полях, Обогащение руд 1999 г - № 1-2, С. 33-36.

88. Полькин С.И., Обогащение руд и россыпей редких и благородных металлов. 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1987. - 429 с.

89. Полькин С.И., Лаптев С.Ф. Обогащение оловянных руд и россыпей. - М.: Недра, 1974.-477 с.

90. Абрамов А.А. Технология обогащения руд цветных металлов. М.: Недра, 1983.-359 с.

91. Карпенко Н.В. Опробование и контроль качества продуктов обогащения. - М.: Недра, 1987.-214 с.

92. Андреева Г.С., Горюшкин С.А. переработка и обогащение полезных ископаемых россыпных месторождений. М.: Недра, 1992. - 410 с.

93. Енбаев И.А. Модульные центробежные установки для концентрации драгоценных и благородных металлов из россыпных и техногенных месторождений, Обогащение руд 1997 г - № 3, С.6-8.

94. Чантурия В.А. Технология переработки руд и россыпей благородных металлов, Цветные металлы 1996 г - № 2, С. 7-9.

95. Калиниченко В.Э." Установка для доизвлечения металлов из отвальных хвостов текущего производства, Цветные металлы 1999 г - № 4, С.33-35.

96. Бергер Г.С., Орел М.А., Попов Е.Л. Полупромышленные испытания руд на обогатимость. М.: Недра, 1984. - 230 с.

97. ГОСТ 213-73 «Технические требования (состав,%) к вольфрамовым концентратам, получаемым из вольфрамсодержащих руд»

99. Федотов К.В., Артемова О.С., Полинскина И.В. Оценка возможности переработки лежалых хвостов Джидинского ВМК, Обогащение руд: Сб. научн. трудов. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2002. - 204 с, С. 74-78.

100. Федотов К.В., Артемова О.С. Проблемы переработки лежалых вольфрамсодержащих продуктов Современные методы переработки минерального сырья: Материалы конференции. Иркутск: Ирк. Гос. Тех. Ун-т, 2004г. 86 с.

101. Артемова О.С., Федотов К.В., Белькова О.Н. Перспективы использования техногенного месторождения Джидинского ВМК. Всероссийская научно-практическая конференция «Новые технологии в металлургии, химии, обогащении и экологии» г. Санкт-Петербург, 2004 г.

Касситерит SnO 2 – основной промышленный минерал олова, который присутствует в оловосодержащих россыпях и коренных рудах. Содержание олова в нем составляет 78,8%. Касситерит имеет плотность 6900…7100 кг/т и твердость 6…7. Основными примесями в касситерите являются железо, тантал, ниобий, а также титан, марганец, свиней, кремний, вольфрам и др. От этих примесей зависят физико-химические свойства касситерита, например, магнитная восприимчивость, и его флотационная активность.

Станнин Cu 2 S·FeS·SnS 4 - сульфидный минерал олова, хотя и является наиболее распространенным минералом после касситерита, не имеет промышленного значения, во-первых, потому, чтов нем невысокое содержание олова (27…29,5%) , во-вторых, наличие в нем сульфидов меди и железа усложняет металлургическую переработку концентратаов и, в-третьих, близость флотационных совйств станина к сульфидам затрудняет из разделение при флотации. Состав оловянных концентратов, получаемых на обогатительных фабриках, различен. Из богатых оловянных россыпей выделяются гравитационные концентраты, содержащие ло 60% олова, а шламовые концентраты, получаемые как гравитационными, так и флотационными методами могут содержать от 15 до 5% олова.

Оловосодержащие месторождения подразделяются на россыпные и коренные. Россыпные месторождения олова являются основным источником мировой добычи олова. В россыпях сосредоточено около 75% мировых запасов олова.Коренные оловянные месторождения имеют сложный вещественный состав, в зависимости от которого они подразделяются на кварц- касситеритовые, сульфидно-кварц-касситеритовые и сульфидно-касситеритовые.

Кварц-касситеритовые руды обычно являются комплексными оловянно-вольфрамовыми. Касситерит в этих рудах представлен крупно- , средне- и мелквкрапленными в кварце кристаллами (от 0,1 до 1 мм м более). В этих рудах помимо кварца и касситерита обычно присутствут полевой шпат, турмалин, слюды, вольфрамит или шеелит, и сульфиды. В сульфидно-касситеритовых рудах преобладают сульфиды - пирит, пирротин, арсенопирит, галенит, сфалерит и станин. Содержатся также минералы железа, хлорит и турмалин.

Оловянные россыпи и руды обогащаются в основном гравитационными методами с использованием отсадочных машин, концентрационных столов, винтовых сепараторов и шлюзов. Россыпи обычно значительно проще обогащаются гравитационными методами, чем руды коренных месторождений, т.к. они не требуют применения дорогостоящих процессов дробления и измельчения. Доводка черновых гравитационных концентратов осуществляется магнитными, электрическими и другими методами.

Обогащение на шлюзах применяется при крупности зерен касситерита более 0,2 мм, т.к. более мелкие зерна плохо улавливаются на шлюзах и извлечение их не превышщает 50…60%. Более эффективными аппаратами являются отсадочные машины, которые устанавливаются для первичного обогащения и позволяют извлекать до 90% касситерита. Доводка грубых концентратов осуществляется на концентрационных столах (рис. 217).

Рис.217.Схема обогащения оловянных россыпей

Первичное обогащение россыпей осуществляется также на драгах, в том числе и морских, где для промывки песков устанавливаются барабанные грохоты с отверстиями размером 6…25 мм в зависимости от распределения касситерита по классам крупности и промывистости песков. Для обогащения подрешетного продукта грохотов применяются отсадочные машины различных конструкций обычно с искусственной постелью. Устанавливаются также шлюзы. Первичные концентраты подвергаются перечистным операциям на отсадочных машинах. Доводка, как правило проводится на береговых доводочных кстановках. Извлечение касситерита из россыпей обычно составляет 90…95%.

Обогащение коренных оловянных руд, отличающихся сложностью вещественного состава и неравномерной вкрапленностью касситерита, осуществляется по более сложным многостадиальным схемама с использованием не только гравитационных методов, но и флотогравитации, флотации, магнитной сепарации.

При подготовке оловянных руд к обогащению необходимо учитывать способность касситерита к ошламованию вследствие его крупности. Более 70% потерь олова при обогащения приходится на ошламованный касситерит, который уносится со сливами гравитационных аппаратов. Поэтому измельчение оловянных руд проводится в стержневых мельницах, которые работают в замкнутом цикле с грохотами. На некоторых фабриках в голове процесса применяется обогащение в тяжелых суспензиях, что позволяет выделить в отвальные зхвосты до 30…35% минералов вмещающих пород, снизить расходы на измельчение и повысить извлечение олова.

Для выделения в голове процесса крупнозернистого косситерита применяется отсадка при крупности питания ее от 2…3 до 15…20 мм. Иногда вместо отсадочных машин при крупности материала минус 3+ 0,1 мм устанавливаются винтовые сепараторы, а при обогащении материала крупностью 2…0,1 мм применяют концентрационные столы.

Для руд с неравномерной вкрапленностью касситерита применяются многостадиальные схемы с последовательным доизмельчением не только хвостов обогащения, но и бедных концентратов и промпродуктов. В оловянной руде, которая обогащается по схеме, представленной на рис.218, касситерит имеет крупность от 0,01 до 3 мм.

Рис. 218. Схема гравитационного обогащения коренных оловянных руд

В руде присутствуют также оксиды железа, сульфиды (арсенопирит, халькопирит, пирит, станин, галенит), вольфрамит. Нерудная часть представлена кварцем, турмалином, хлоритом, серицитом и флюоритом.

Первая стадия обогащения проводится в отсадочных машинах при крупности руды 90% минус 10 мм с выделением грубого оловянного концентрата. Затем после доизмельчения хвостов первой стадии обогащения и гидравлической классификации по равнопадаемости осуществляется обогащение на концентрационных столах. Получаемый по такой схеме оловянный концентрат содержит 19…20% олова при извлечении 70…85% и направляется на доводку.

При доводке из грубых оловянных концентратов удаляются сульфидные минералы, минералы вмещающих пород, что позволяет повысить содержание олова до кондиционного.

Крупновкрапленные сульфидные минералы крупностью 2…4 мм удаляются флотогравитацией на концентрационных столах, перед которой концентраты обрабатываются серной кислотой (1,2…1,5 кг/т), ксантогенатом (0,5 кг/т) и керосином (1…2 кг/т).

Из шламов гравитационного обогащения касситерит извлекается флотацией с применением селективных реагентов- собирателей и депрессоров. Для руд сложного минерального состава, содержащих значительные количества турмалина, гидроксидов железа применение жирнокислотных собирателей позволяет получать бедные оловянные концентраты, содержащие не более 2…3% олова. Поэтому при флотации касситерита применяются такие селективные собиратели, как Аспарал – Ф или аэрозоль -22 (сукцинаматы), фосфоновые кислоты и реагент ИМ-50 (алкилгидроксамовые кислоты и их соли). Для депрессии минералов вмещающих пород применяется жидкое стекло, щавелевая кислота.

Перед флотацией касситерита производится удаление из шламов материала крупностью минус 10…15 мкм, затем из проводится флотация сульфидов, из хвостов которой при рН 5 при подаче щавелевой кислоты, жидкого стекла и реагента Аспарал- Ф (140…150 г/т), подаваемого в качестве собирателя, флотируется касситерит (рис. 219). Получаемый флотационный концентрат содержит до 12% олова при извлечении от операции до 70…75% олова.

Иногда для извлечения касситерита из шламов используются орбитальные шлюзв Бартлес – Мозли и концентраторы Бартлес – Кросбелт. Получаемые на этих аппаратах черновые концентраты, содержащие 1…2,5% олова, направляются для доводки на шламовые концентрационные столы с получением товарных шламовых оловянных концентратов.

Вольфрам в рудах представлен более широкой гаммой минералов, имеющих промышленное значение, чем олово. Из 22 вольфрамовых минералов, известных в настоящее время, основными являются четыре: вольфрамит (Fe,Mn)WO 4 (плотность 6700…7500 кг/м 3), гюбнерит MnWO 4 (плотность 7100 кг/м 3), ферберит FeWO 4 (плотность 7500 кг/м 3) и шеелит CаWO 4 (плотность 5800…6200 кг/м 3). Кроме этих минералов практическое значение имеет молибдошеелит, представляющий собой шеелит и изоморфной примесью молибдена (6…16%). Вольфрамит, гюбнерит и ферберит являются слабомагнитными минералами, в виде примесей в них содержатся магний, кальций, тантал и ниобий. Вольфрамит часто в рудах встречается вместе с касситеритом, молибденитом и сульфидными минералами.

К промышленным типам вольфрамсодержаших руд жильные кварц-вольфрамитовые и кварц-касситерито-вольфрамитовые, штокверковые, скарновые и россыпные. В месторождениях жильного типа содержаться вольфрамит, гюбнерит и шеелит, а также минералы молибдена, пирит, халькопирит, минералы олова, мышьяка, висмута и золота. В штокверковых местороджениях содержание вольфрама в 5…10 раз мешьше, чем в жильных, но они имеют большие запасы. В скарновых рудах наряду с вольфрамом, представленным в основном шеелитом, содержатся молибден и олово. Россыпные месторождения вольфрама имеют небольшие запасы, однако играют в добыче вольфрама значительную роль Промышленное содержание триоксида вольфрама в россыпях (0,03…0,1%) значительно ниже, чем в коренных рудах., ноих разработка значительно проще и эвкономически выгоднее. В этих россыпях наряду с вольфрамитом и шеелитом содержится также касситерит.

Качество вольфрамовых концентратов зависит от вещественного состава обогащаемой руды и и тех требований, которые предъявляются к ним при использовании в различных отрослях промышленности. Так для производства ферровольфрама концентрат должен содержать не менее 63% WO 3 , вольфрамито-гюбнеритовый концентрат для производства твердых сплавов должен содержать не менее 60% WO 3 . Шеелитовые концентраты обычно содержать 55% WO 3 . Основными вредными примесями в вольфрамовых концентратах являются кремнезем, фосфор, сера, мышьяк, олово, медь, свинец, сурьма и висмут.

Вольфрамовые россыпи и руды обогащаются, как и оловянные, в две стадии – первичное гравитационное обогащение и доводка черновых концентратов различными методами. При невысоком содержании триоксида вольфрама в руде (0,1…0,8%) и высокими требованиями к качеству концентратов, общая степень обогащения составляет от 300 до 600. Такая степень обогащения может быть достигнута только при сочетании различных методов, начиная с гравитационных и кончая флотацией.

Кроме того вольфрамитовые россыпи и коренные руды обычно содержат и другие тяжелые минералы (касситерит, танталит-колумбит, магнетит, сульфиды), поэтому при первичном гравитационном обогащении выделяется коллективный концентрат, содержащие от 5 до 20%WO 3 . При доводке этих коллективных концентратов получают кондиционные мономинеральные концентраты, для чего применяются флотогравитация и флотация сульфидов, магнитная сепарация магнетита и вольфрамита. Возможно также применение электрической сепарации,обогащения на концентрационных столах и даже флотация минералов смещающих пород.

Большая плотность вольфрамовых минералов позволяет эффективно применять для их извлечения гравитационные методы обогащения: в тяжелых суспензиях, на отсадочных машинах, концентрационных столах, винтовых и струйных сепараторах. При обогащении и сособенно при доводке коллективных гравитационных концентратов широко применяется сагнитная сепарация. Вольфрамит обладает магнитными свойствами и поэтому отделяется в сильномагнитном поле, например, от немагнитного касситерита.

Исходная вольфрамовая руда, также как и оловянная, дробится до крупности минус 12+ 6 мм и обогащается отсадкой, где выделяется крупновкрапленный вольфрамит и часть хвостов с отвальным содержанием триоксида вольфрама. После отсадки руда поступает на измельчение в стержневые мельницы, в которых измельчается до крупности минус 2+ 0,5 мм. Во избежание излишнего шламовобразования измельчение проводится в две стадии. После измельчения руда подвергается гидравлической классификации с выделением шламов и обогащением песковых фракций на концентрационных столах. Получаемые на столах промпродукты и хвосты доизмельчаются и направляются на концентрационные столы. Хвосты также последовательно доизмельчаются и обогащаются на концентрационных столах. Практика обогащение показывает, что извлечение вольфрамита, гюбнерита и ферберита гравитационными методами достигает 85%, в то время как шеелит, скланный к ошламованию извлекается гравитационными методами только на 55…70%.

При обогащении тонковкрапленных вольфрамитовых руд, содержащих всего 0,05…0,1% триоксида вольфрама, применяется флотация.

Особенно широко применяется флотация для извлечения шеелита из скарновых руд, в которых присутствуют кальцит, доломит, флюорит и барит, флотируемые теми же собирателями, что и шеелит.

Собирателями при флотации шеелитовых руд являются жирные кислоты типа олеиновой, которая применяется при температуре не менее 18…20°С в виде эмульсии, приготовленной в мягкой воде. Часто олеиновую кислоту перед подачей в процесс омыляют в горячем растворе кальцинированной соды при соотношении 1:2. Вместо олеиновой кислоты применяют также талловое масло, нафтеновые кислоты и т.п.

Флотацией очень трудно отделить шеелит от минералов щелочноземельных металлов, содержащих кальций, барий и оксиды железа. Шеелит, флюорит, апатит и кальцит содержат в кристаллической решетке катионы кальция, которые обеспечивают химическую сорбцию жирнокислотного собирателя. Поэтому селективная флотация этих минералов от шеелита возможнав узких пределах рН с применением таких депрессоров, как жидкое стекло, кремнефтористый натрий, сода, серная и плавиковая кислота.

Депрессирующее действие жидкого стекла при флотации кальцийсодержащих минералов олеиновой кислотой заключается в десорбции кальциевых мыл, образующихся на поверхности минералов. При этом флотируемость шеелита не изменяется, а флотируемость других кальцийсодержащих минералов резко ухудшается. Повышение температуры до 80…85°С уменьшает время контактирования пульпы с раствором жидкого стекла с 16 часов до 30…60 минут. Расход жидкого стекла составляет около 0,7 кг/т. Процесс селективной шеелитовой флотации, представленный на рис.220, с использованием процесса пропарки с жидким стеклом, называется методом Петрова.

Рис. 220. Схема флотации шеелита из вольфрамо-молибденовых руд с использованием

доводки по методу Петрова

Концентрат основной шеелитовой флотации, которая проводится при температуре 20°С в присутствии олеиновой кислоты, содержит 4…6% триоксида вольфрама и 38…45% оксида кальция в виде кальцита, флюорита и апатита. Концентрат перед пропаркой сгущается до 50…60% твердого. Пропарка осуществляется последовательно в двух чанах в 3%-ном растворе жидкого стекла при температуре 80…85°С в течение 30…60 минут. После пропарки перечистные операции проводятся при температуре 20…25°С. Получаемый шеелитовый концентрат может содержать до 63…66% триоксида вольфрама при его извлечении 82…83%.

Вольфрам — самый тугоплавкий металл, температура плавления 3380°C. И этим определяется его область применения. Также невозможно построить электронику без вольфрама, даже нить накала в лампочке — вольфрамовая.

И, естественно, свойства металла определяют и сложности с его получением…

Во-первых, нужно найти руду. Это всего два минерала — шеелит (вольфрамат кальция CaWO 4) и вольфрамит (вольфрамат железа и марганца — FeWO 4 или MnWO 4). Последний был известен с 16 века под названием «волчья пена» - «Spuma lupi» на латыни, или «Wolf Rahm» по-немецки. Этот минерал сопровождает оловянные руды и мешает выплавке олова, переводя его в шлаки. Поэтому найти его возможно уже в древности. Богатые вольфрамовые руды обычно имеют в своем составе 0,2 — 2 % вольфрама. В реальность вольфрам был открыт в 1781 году.

Однако — найти это самое простое, что есть в добыче вольфрама.
Дальше — руду нужно обогатить. Тут есть куча методов и все они достаточно сложные. Во-первых, конечно . Потом — магнитная сепарация (если у нас вольфрамит с вольфраматом железа). Далее — гравитационная сепарация, ведь металл очень тяжелый и руду можно промывать, примерно как при добыче золота. Сейчас еще используют электростатическую сепарацию, но вряд ли метод пригодтся попаданцу.

Итак, мы отделили руду от пустой породы. Если у нас шеелит (CaWO 4), то следующий шаг можно пропустить, а если вольфрамит — то нам нужно превратить его в шеелит. Для этого вольфрам извлекают содовым раствором под давлением и при повышенной температуре (процесс идет в автоклаве) с последующей нейтрализацией и осаждением в виде искусственного шеелита, т.е. вольфрамата кальция.
Возможно также спекание вольфрамита с избытком соды, тогда получаем вольфрамат не кальция, а натрия, что для наших целей не настолько существенно (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O 3 + 4CO 2).

Следующие два этапа — выщелачивание водой CaWO 4 -> H 2 WO 4 и разложение горячей кислотой.
Кислоты можно брать разные — соляную (Na 2 WO 4 + 2HCl = H 2 WO 4 + 2NaCl) или азотную.
В результате выделяют вольфрамовую к-ту. Последнюю прокаливают или растворяют в водном р-ре NH 3 , из к-рого выпариванием кристаллизуют паравольфрамат.
В результате возможно получить основное сырье для получения вольфрама — триоксид WO 3 с неплохой чистотой.

Конечно, есть еще метод получения WO 3 , использую хлориды, когда вольфрамовый концентрат при повышенной температуре обрабатывается хлором, но для попаданца этот метод простым никак не будет.

Оксиды вольфрама можно использовать в металлургии как легирующую присадку.

Итак, имеем триоксид вольфрама и остался один этап — восстановление до металла.
Здесь есть два метода — восстановление водородом и восстановление углем. Во втором случае уголь и примеси, которые он всегда содержит, вступают в реакции с вольфрамом, образуя карбиды и другие соединения. Поэтому вольфрам выходит «грязным», ломким, а для электроники очень желателен именно чистый, потому что имея всего 0.1% железа, вольфрам становится хрупким и из него нельзя вытянуть тончайшую проволоку для нитей накаливания.
Техпроцесс с углем имеет и еще один недостаток — высокую температуру: 1300 — 1400°C.

Однако, производство с восстановлением водородом тоже не подарок.
Процесс восстановления происходит в специальных трубчатых печах, нагретых таким образом, что по мере продвижения по трубе «лодочка» с WO3 проходит через несколько температурных зон. Навстречу ей идет поток сухого водорода. Восстановление происходит и в «холодных» (450…600°C) и в «горячих» (750…1100°C) зонах; в «холодных» – до низшего окисла WO 2 , дальше – до элементарного металла. В зависимости от температуры и длительности реакции в «горячей» зоне меняются чистота и размеры зерен выделяющегося на стенках «лодочки» порошкообразного вольфрама.

Итак, мы получили чистый металлический вольфрам в виде мельчайшего порошка.
Но это еще не слиток металла, из которого можно что-либо сделать. Металл получают методом порошковой металлургии. То есть его сначала прессуют, спекают в атмосфере водорода при температуре 1200-1300 °C, затем пропускают через него электрический ток. Металл нагревается до 3000 °C, при этом происходит спекание в монолитный материал.

Однако, нам скорее нужны не слитки и даже не прутки, а тонкая вольфрамовая проволока.
Как вы сами понимаете, здесь опять не все так просто.
Волочение проволоки производится при температуре 1000°С в начале процесса и 400-600°С — в конце. При этом нагревается не только проволока, но и фильера. Нагрев осуществляется пламенем газовой горелки или электрическим нагревателем.
При этом — после волочения вольфрамовая проволока покрыта графитовой смазкой. Поверхность проволоки необходимо очистить. Очистку производят с помощью отжига, химического или электролитического травления, электролитической полировки.

Как видно — задача получения простой вольфрамовой нити накаливания не так проста, как кажется. И тут описаны только основные методы, наверняка там куча подводных камней.
И, естественно, даже сейчас вольфрам — недешевый металл. Сейчас один килограмм вольфрама стоит больше $50, тот же молибден почти в два раза дешевле.

Собственно, есть несколько применений вольфрама.
Конечно, главных — радио и электротехника, куда идет вольфрамовая проволока.

Следующий — это изготовления легированных сталей, отличающихся особой твердостью, эластичностью и прочностью. Добавленный вместе с хромом к железу, он дает так называемые быстрорежущие стали, которые сохраняют свою твердость и заточки даже в накаленном состоянии. Из них изготовляют резцы, сверла, фрезы, а также другой режущий и буровой инструмент (вообще, в буровом инструменте очень много вольфрама).
Интересны сплавы вольфрама с рением — из него делают высокотемпературные термопары, работающие при температуре выше 2000°С, хотя только в инертной среде.

Ну и еще интересное применение — это вольфрамовые сварочные электроды для электросварки. Такие электроды — неплавящиеся и необходимо к месту сварки подавать еще металлическую проволоку для обеспечения сварочной ванны. Вольфрамовые электроды используются при аргонодуговой сварке — для сваривания цветных металлов таких, как молибден, титан, никель, а также высоколегированных сталей.

Как видно — производство вольфрама это не для древних веков.
Да и зачем там вольфрам?
Вольфрам возможно получать только с построением электротехники — с помощью электротехники и для электротехники.
Нет электричества — нет вольфрама, но и не надо.