Ciekawe

Cykl wzbogacania rudy wolframu. Wzbogacanie rud i podkładek cyny i wolframu. znaczące koszty materiałowe i robocizny przy poszukiwaniu i zagospodarowaniu przemysłowym nowych złóż

25.11.2019

PAŃSTWOWA UCZELNIA TECHNICZNA W IRKUCKIM

jako rękopis

Artemowa Olesia Stanisławowna

OPRACOWANIE TECHNOLOGII WYDOBYCIA WOLFRAMU ZE STARYCH ODPADY DZHIDA VMK

Specjalność 25.00.13 - Wzbogacanie minerałów

rozprawy na stopień kandydata nauk technicznych

Irkuck 2004

Prace prowadzono na Państwowym Uniwersytecie Technicznym w Irkucku.

Doradca naukowy: doktor nauk technicznych,

Profesor K. V. Fedotov

Oficjalni przeciwnicy: doktor nauk technicznych,

Profesor Yu.P. Morozow

Kandydat nauk technicznych A.Ya. Mashovich

Organizacja wiodąca: Państwo Petersburg

Instytut Górnictwa (Politechnika)

Obrona odbędzie się 22 grudnia 2004 r. o godz. /O* na posiedzeniu rady rozprawy D 212.073.02 Irkuckiej Państwowej Wyższej Szkoły Technicznej pod adresem: 664074, Irkuck, ul. Lermontow, 83, pokój. K-301

Sekretarz Naukowy Rady Rozprawy Profesor

OGÓLNY OPIS PRACY

Znaczenie pracy. Stopy wolframu są szeroko stosowane w inżynierii mechanicznej, górnictwie, przemyśle metalowym oraz w produkcji elektrycznego sprzętu oświetleniowego. Głównym konsumentem wolframu jest metalurgia.

Zwiększenie produkcji wolframu jest możliwe dzięki zaangażowaniu w przetwarzanie skomplikowanych w składzie, trudnych do wzbogacenia, ubogich w zawartość cennych składników i rud pozabilansowych, poprzez powszechne stosowanie grawitacyjnych metod wzbogacania.

Zaangażowanie w przetwarzanie nieświeżych odpadów przeróbczych z Dzhida VMK rozwiąże pilny problem bazy surowcowej, zwiększy produkcję pożądanego koncentratu wolframu i poprawi sytuację środowiskową w regionie Zabajkału.

Cel pracy: naukowe uzasadnienie, opracowanie i przetestowanie racjonalnych metod technologicznych i trybów wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK zawierających wolfram.

Idea pracy: badanie zależności między składem strukturalnym, materiałowym i fazowym nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK z ich właściwościami technologicznymi, co umożliwia stworzenie technologii przetwarzania surowców technogenicznych.

W pracy rozwiązano następujące zadania: oszacowanie rozmieszczenia wolframu w przestrzeni głównej formacji technogenicznej Dzhida VMK; zbadanie składu materiałowego nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhizhinsky VMK; zbadać kontrast nieświeżych odpadów poflotacyjnych w pierwotnej wielkości zgodnie z zawartością W i 8 (II); zbadać zmywalność grawitacyjną nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK w różnych rozmiarach; określić możliwość zastosowania wzbogacania magnetycznego do poprawy jakości surowych koncentratów zawierających wolfram; optymalizacja schematu technologicznego wzbogacania surowców technogenicznych z OTO Dzhida VMK; przeprowadzenie półprzemysłowych testów opracowanego schematu ekstrakcji W z nieświeżych odpadów FESCO.

Metody badawcze: metody spektralne, optyczne, optyczno-geometryczne, chemiczne, mineralogiczne, fazowe, grawitacyjne i magnetyczne do analizy składu materiałowego i właściwości technologicznych pierwotnych surowców mineralnych i produktów wzbogacania.

Wiarygodności i ważności przepisów naukowych, wniosków dostarcza reprezentatywna liczba badań laboratoryjnych; potwierdzone zadowalającą zbieżnością obliczonych i uzyskanych eksperymentalnie wyników wzbogacania, zgodność wyników badań laboratoryjnych i pilotażowych.

BIBLIOTEKA NARODOWA I Spec glyle!

Nowość naukowa:

1. Ustalono, że technogeniczne surowce zawierające wolfram Dzhida VMK w dowolnej wielkości są skutecznie wzbogacane metodą grawitacyjną.

2. Za pomocą uogólnionych krzywych obróbki grawitacyjnej określono graniczne parametry technologiczne przerobu nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK różnej wielkości metodą grawitacyjną oraz określono warunki otrzymywania składowisk odpadów przy minimalnych stratach wolframu.

3. Ustalono nowe wzorce procesów separacji, które determinują mycie grawitacyjne zawierających wolfram surowców technogenicznych o wielkości cząstek +0,1 mm.

4. W przypadku starych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK stwierdzono wiarygodną i istotną korelację między zawartością WO3 i S(II).

Znaczenie praktyczne: opracowano technologię wzbogacania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK, która zapewnia skuteczną ekstrakcję wolframu, co umożliwia otrzymanie kondycjonowanego koncentratu wolframu.

Zatwierdzenie pracy: główna treść pracy doktorskiej i jej poszczególne postanowienia zostały przedstawione na corocznych konferencjach naukowo-technicznych Państwowego Uniwersytetu Technicznego w Irkucku (Irkuck, 2001-2004), Ogólnorosyjskiego Seminarium Szkolnego dla Młodych Naukowców ” Leon Readings - 2004" (Irkuck , 2004), sympozjum naukowe "Tydzień górnika - 2001" (Moskwa, 2001), Ogólnorosyjska konferencja naukowo-praktyczna "Nowe technologie w metalurgii, chemii, wzbogacaniu i ekologii" (St. Petersburg, 2004 .), Odczyty Plaksińskiego - 2004. Praca doktorska została w całości zaprezentowana w Zakładzie Wzbogacania Minerałów i Ekologii Inżynierii ISTU, 2004 oraz w Zakładzie Wzbogacania Minerałów SPGGI (TU), 2004.

Publikacje. Na temat rozprawy ukazało się 8 publikacji drukowanych.

Struktura i zakres prac. Praca doktorska składa się ze wstępu, 3 rozdziałów, zakończenia, 104 źródeł bibliograficznych i zawiera 139 stron, w tym 14 rycin, 27 tabel i 3 załączniki.

Autor wyraża głęboką wdzięczność doradcy naukowemu, doktorowi nauk technicznych, prof. K.V. Fedotov za profesjonalne i przyjazne wskazówki; prof. CZY ON JEST. Belkovej za cenne rady i przydatne uwagi krytyczne zgłoszone podczas dyskusji nad pracą doktorską; G.A. Badenikova - za doradztwo w zakresie obliczania schematu technologicznego. Autorka serdecznie dziękuje pracownikom Katedry za wszechstronną pomoc i wsparcie udzielone w przygotowaniu rozprawy.

Obiektywnymi przesłankami udziału formacji technogenicznych w obrocie produkcyjnym są:

Nieuchronność zachowania potencjału zasobów naturalnych. Gwarantuje to zmniejszenie wydobycia pierwotnych surowców mineralnych oraz zmniejszenie ilości szkód wyrządzanych środowisku;

Konieczność zastąpienia zasobów pierwotnych zasobami wtórnymi. Ze względu na potrzeby produkcji w materiałach i surowcach, w tym w tych branżach, których baza surowcowa jest praktycznie wyczerpana;

Możliwość wykorzystania odpadów przemysłowych zapewnia wprowadzenie postępu naukowo-technicznego.

Produkcja wyrobów ze złóż technogenicznych z reguły jest kilkukrotnie tańsza niż ze specjalnie do tego celu wydobywanych surowców i charakteryzuje się szybkim zwrotem z inwestycji.

Opłaty za zanieczyszczenia są formą rekompensaty za szkody gospodarcze spowodowane emisją i zrzutami zanieczyszczeń do środowiska oraz za usuwanie odpadów na terenie Federacji Rosyjskiej.

Złoże Dzhida należy do wysokotemperaturowych, głęboko hydrotermalnych złóż kwarcowo-wolframitowych (lub kwarcowo-hubnerytowych), które odgrywają główną rolę w wydobyciu wolframu. Głównym minerałem kruszcowym jest wolframit, którego skład waha się od ferberytu do pobnerytu ze wszystkimi pośrednimi członkami serii. Scheelite jest mniej powszechnym wolframianem.

Rudy z wolframitem wzbogaca się głównie według schematu grawitacyjnego; zwykle grawitacyjne metody wzbogacania na mokro są stosowane na maszynach osadzarek, hydrocyklonach i stołach stężeniowych. Separacja magnetyczna służy do uzyskania kondycjonowanych koncentratów.

Do 1976 r. rudy w zakładzie Dzhida VMK były przerabiane według dwustopniowego schematu grawitacyjnego, obejmującego średnio ciężkie wzbogacanie w hydrocyklonach, dwustopniowe zagęszczanie wąsko sklasyfikowanych surowców rudnych na stołach trzypokładowych typu SK-22, przemiał i wzbogacanie produktów przemysłowych w oddzielnym cyklu. Osad wzbogacono według odrębnego schematu grawitacyjnego z wykorzystaniem tablic stężeń osadów krajowych i zagranicznych.

Od 1974 do 1996 Przechowywane były odpady wzbogacania wyłącznie rud wolframu. W latach 1985-86 rudy przerabiano według schematu technologicznego grawitacyjno-flotacyjnego. W związku z tym odpady wzbogacania grawitacyjnego oraz siarczkowy produkt grawitacji flotacyjnej zrzucane były do głównego składowiska odpadów poflotacyjnych. Od połowy lat 80. XX wieku, ze względu na zwiększony przepływ rudy dostarczanej z kopalni Inkursky, udział odpadów z dużych

klasy, do 1-3 mm. Po zamknięciu Zakładu Górniczo-Przetwórczego Dżida w 1996 roku osadnik uległ samozniszczeniu w wyniku parowania i filtracji.

W 2000 r. jako samodzielny obiekt wyodrębniono „Awaryjny Zakład Odpadowy” (HAS) ze względu na dość znaczną różnicę w stosunku do głównego obiektu odpadowego pod względem warunków występowania, skali rezerw, jakości i stopnia zachowania piaski. Kolejnym odpadem wtórnym są aluwialne złoża technogeniczne (ATO), do których należą redeponowane odpady flotacyjne rud molibdenu w rejonie doliny rzeki. Modonkul.

Podstawowe standardy płatności za usuwanie odpadów w ramach ustalonych limitów dla Dzhida VMK wynoszą 90 620 000 rubli. Roczne szkody w środowisku wynikające z degradacji gruntów spowodowane składowaniem nieświeżych odpadów rudy szacuje się na 20 990 200 rubli.

Tak więc zaangażowanie w przerób nieświeżych odpadów przeróbki rudy Dzhida VMK pozwoli: 1) rozwiązać problem bazy surowcowej przedsiębiorstwa; 2) zwiększenie produkcji pożądanego „koncentratu” oraz 3) poprawa sytuacji ekologicznej w regionie Zabajkału.

Skład materiałowy i właściwości technologiczne technogenicznej formacji mineralnej Dzhida VMK

Przeprowadzono badania geologiczne nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK. Podczas badania bocznego składowiska odpadów (Emergency Discharge Tailing Facility (HAS)) pobrano 13 próbek. Na terenie złoża ATO pobrano 5 próbek. Powierzchnia opróbowania składowiska głównego (MTF) wyniosła 1015 tys. m2 (101,5 ha), pobrano 385 prób częściowych. Masa pobranych próbek wynosi 5 t. Wszystkie pobrane próbki analizowano na zawartość „03 i 8 (I).

Porównano statystycznie OTO, CHAT i ATO pod względem zawartości „03” za pomocą testu t-Studenta. Przy prawdopodobieństwie ufności 95% ustalono: 1) brak istotnej różnicy statystycznej w zawartości „03”. " między prywatnymi próbkami odpadów bocznych; 2) średnie wyniki badań OTO pod względem zawartości „03” w latach 1999 i 2000 dotyczą tej samej populacji ogólnej; 3) średnie wyniki badań głównych i wtórnych odpadów przeróbczych pod względem zawartości „03 " znacznie różnią się od siebie, a surowce mineralne wszystkich odpadów nie mogą być przetwarzane według tej samej technologii.

Przedmiotem naszych badań jest ogólna teoria względności.

Skład surowcowy surowców mineralnych OTO firmy Dzhida VMK został ustalony na podstawie analizy zwykłych i grupowych próbek technologicznych oraz produktów ich przetwarzania. Próbki losowe analizowano na zawartość „03 i 8(11). Próbki grupowe wykorzystano do analiz mineralogicznych, chemicznych, fazowych i sitowych.

Zgodnie z spektralną analizą półilościową reprezentatywnej próbki analitycznej, główny składnik użyteczny - " i wtórny - Pb, /u, Cu, Au i Zawartość "03 w postaci schelitu

dość stabilna we wszystkich klasach wielkości przy różnych różnicach piasku i średnich 0,042-0,044%. Zawartość WO3 w postaci hubnerytu nie jest taka sama w różnych klasach wielkości. Wysokie zawartości WO3 w postaci hübnerytu notowane są w cząstkach o wielkości +1 mm (od 0,067 do 0,145%), a zwłaszcza w klasie -0,08+0 mm (od 0,210 do 0,273%). Cecha ta jest typowa dla piasków jasnych i ciemnych i jest zachowana dla próbki uśrednionej.

Wyniki analiz spektralnych, chemicznych, mineralogicznych i fazowych potwierdzają, że właściwości hubnerytu, jako głównej formy mineralnej \UO3, będą determinować technologię wzbogacania surowców mineralnych przez OTO Dzhida VMK.

Charakterystykę granulometryczną surowców OTO z rozkładem wolframu według klas wielkości przedstawiono na ryc. 1.2.

Widać, że większość materiału próbki OTO (~58%) ma miałkość -1 + 0,25 mm, po 17% każda dzieli się na klasy duże (-3 + 1 mm) i małe (-0,25 + 0,1 mm) . Udział materiału o uziarnieniu -0,1 mm wynosi około 8%, z czego połowa (4,13%) przypada na klasę osadu -0,044 + 0 mm.

Wolfram charakteryzuje się nieznaczną fluktuacją (0,04-0,05%) zawartości w klasach wielkości od -3+1 mm do -0,25+0,1 mm oraz gwałtownym wzrostem (do 0,38%) w klasie wielkości -0,1+ 0,044 mm. W klasie szlamu -0,044+0 mm zawartość wolframu jest zmniejszona do 0,19%. Oznacza to, że 25,28% wolframu koncentruje się w klasie -0,1 + 0,044 mm z wydajnością tej klasy około 4% i 37,58% - w klasie -0,1 + 0 mm z wydajnością tej klasy 8,37%.

W wyniku analizy danych dotyczących impregnacji hubnerytu i schelitu w surowcach mineralnych OTO o początkowej wielkości i rozdrobnionych do - 0,5 mm (tab. 1).

Tabela 1 - Rozkład ziaren i przerostów pobnerytu i schelitu według klas wielkości początkowych i kruszonych surowców mineralnych _

Klasy wielkości, mm Rozkład, %

Huebneryt Scheelite

Wolny ziarna | Sploty ziarna | spawy

Materiał OTO w oryginalnym rozmiarze (-5 +0 mm)

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

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

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

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

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

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

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

Materiał OTO szlifowany do - 0,5 +0 mm

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

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

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

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

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

Stwierdzono, że konieczna jest klasyfikacja odtłuszczonych surowców mineralnych OTO według wielkości 0,1 mm i oddzielne wzbogacanie otrzymanych klas. Z klasy dużej wynika: 1) odseparowanie wolnych ziaren na koncentrat surowy, 2) poddanie odpadków zawierających przerosty przemiałowi, odszlamianiu, łączenie z klasą odszlamiania -0,1 + 0 mm pierwotnych surowców mineralnych i grawitacji wzbogacenie w celu ekstrakcji drobnych ziaren szeelitu i pobnerytu na śrutę.

Do oceny kontrastu surowców mineralnych OTO wykorzystano próbkę technologiczną, która stanowi zestaw 385 pojedynczych próbek. Wyniki frakcjonowania poszczególnych próbek w zależności od zawartości WO3 i siarki siarczkowej przedstawiono na rys.3,4.

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

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

Ryż. Ryc. 3 Warunkowe krzywe kontrastu początkowego Ryc. 4 Warunkowe krzywe kontrastu początkowego

surowce mineralne OTO według zawartości N/O) surowce mineralne OTO według zawartości 8 (II)

Stwierdzono, że współczynniki kontrastu dla zawartości WO3 i S(II) wynoszą odpowiednio 0,44 i 0,48. Natomiast biorąc pod uwagę klasyfikację rud, badane surowce mineralne według zawartości WO3 i S(II) należą do kategorii rud niekontrastowych. Wzbogacenie radiometryczne nie jest

nadaje się do ekstrakcji wolframu z małych nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK.

Wyniki analizy korelacji, która ujawniła matematyczną zależność między stężeniami \\O3 i S(II) (C3 = 0»0232+0,038C5(u) i r=0,827; korelacja jest wiarygodna i wiarygodna), potwierdzają wnioski o niecelowości stosowania separacji radiometrycznej.

Wyniki analizy rozdziału ziaren mineralnych OTO w cieczach ciężkich przygotowanych na bazie bromku selenu posłużyły do obliczenia i wykreślenia krzywych zmywalności grawitacyjnej (rys. 5), z których postaci, zwłaszcza krzywej wynika, że OTO firmy Dzhida VMK nadaje się do każdej metody wzbogacania minerałów grawitacyjnych.

Mając na uwadze braki w stosowaniu krzywych grawitacyjnego wzbogacenia, a zwłaszcza krzywej do wyznaczania zawartości metalu we frakcjach powierzchniowych o zadanym uzysku lub uzysku, zbudowano uogólnione krzywe grawitacyjnego wzbogacenia (rys. 6), wyniki analizy które są podane w tabeli. 2.

Tabela 2 - Prognozowane wskaźniki technologiczne wzbogacenia różnych klas wielkości nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK metodą grawitacyjną_

g Wielkość gatunku, mm Maksymalne straty \Y z odpadami, % Uzysk odpadów, % Zawartość XV, %

w ogonach w końcu

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

Pod względem zmywalności grawitacyjnej klasy -0,25+0,044 i -0,1+0,044 mm znacznie różnią się od materiałów o innych rozmiarach. Najlepsze wskaźniki technologiczne wzbogacenia grawitacyjnego surowców mineralnych przewiduje się dla klasy wielkości -0,1+0,044 mm:

Wyniki frakcjonowania elektromagnetycznego frakcji ciężkich (HF), analizy grawitacyjnej za pomocą uniwersalnego magnesu Sochnev C-5 oraz separacji magnetycznej HF wykazały, że sumaryczna wydajność frakcji silnie magnetycznych i niemagnetycznych wynosi 21,47%, a straty w nich są 4,5% Przewiduje się minimalne straty „przy frakcji niemagnetycznej i maksymalnej zawartości” w połączonym słabo magnetycznym produkcie, jeżeli wsad rozdzielający w silnym polu magnetycznym ma wielkość cząstek -0,1 + 0 mm.

Ryż. 5 krzywych zmywalności grawitacyjnej dla nieświeżych odpadów Dzhida VMK

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

Ryż. 6 Uogólnione krzywe zmywalności grawitacyjnej różnych klas wielkości surowców mineralnych OTO

Opracowanie schematu technologicznego wzbogacania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VM K

Wyniki badań technologicznych różnych metod grawitacyjnego wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK przedstawiono w tabeli. 3.

Tabela 3 - Wyniki testowania urządzeń grawitacyjnych

Uzyskano porównywalne wskaźniki technologiczne dla ekstrakcji WO3 do surowego koncentratu podczas wzbogacania niesklasyfikowanych niesklasyfikowanych odpadów poflotacyjnych zarówno za pomocą separacji ślimakowej, jak i separacji odśrodkowej. Minimalne straty WO3 z odpadami poflotacyjnymi stwierdzono podczas wzbogacania w koncentratorze odśrodkowym klasy -0,1+0 mm.

W tabeli. 4 przedstawia skład granulometryczny surowego koncentratu W o wielkości cząstek -0,1+0 mm.

Tabela 4 – Rozkład wielkości cząstek surowego koncentratu W

Klasa wielkości, mm Wydajność klas, % Zawartość Rozkład AUOz

Względny bezwzględny, %

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

Razem 100,00 0,75 75 0005 100,0

W koncentracie główna ilość WO3 mieści się w klasie -0,044+0,020 mm.

Według danych analizy mineralogicznej, w porównaniu z materiałem źródłowym, udział masowy pobnerytu (1,7%) oraz rudy minerałów siarczkowych, zwłaszcza pirytu (16,33%), jest wyższy w koncentracie. Zawartość skałotwórczych - 76,9%. Jakość surowego koncentratu W można poprawić przez kolejne zastosowanie separacji magnetycznej i odśrodkowej.

Wyniki badań aparatów grawitacyjnych do ekstrakcji >UOz z odpadów pierwotnego wzbogacania grawitacyjnego surowców mineralnych OTO o uziarnieniu +0,1 mm (tab. 5) wykazały, że najskuteczniejszym aparatem jest koncentrator KKEL80N

Tabela 5 - Wyniki badań aparatu grawitacyjnego

Produkt G,% ßwo>, % rßwo> st ">, %

separator śrubowy

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

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

Próbka początkowa 100,00 0,079 7,9001 100,00

brama skrzydłowa

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

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

Próbka początkowa 100,00 0,08 7,9630 100,00

tabela koncentracji

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

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

Próbka początkowa 100,00 0,08 8,00 100,00

koncentrator odśrodkowy KC-MD3

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

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

Próbka początkowa 100,00 0,081 8,100 100,00

Przy optymalizacji schematu technologicznego wzbogacania surowców mineralnych przez OTO Dzhida VMK wzięto pod uwagę: 1) schematy technologiczne przerobu drobno rozpowszechnionych rud wolframitu krajowych i zagranicznych zakładów uszlachetniania; 2) charakterystykę techniczną zastosowanego nowoczesnego sprzętu i jego wymiary; 3) możliwość wykorzystania tego samego sprzętu do jednoczesnej realizacji dwóch operacji, np. separacji minerałów według wielkości i odwodnienia; 4) koszty ekonomiczne projektowania sprzętowego schematu technologicznego; 5) wyniki przedstawione w rozdziale 2; 6) Wymagania GOST dotyczące jakości koncentratów wolframu.

Podczas półprzemysłowych badań opracowanej technologii (rys. 7-8 i tabela 6) w ciągu 24 godzin przetworzono 15 ton wyjściowych surowców mineralnych.

Wyniki analizy spektralnej reprezentatywnej próbki otrzymanego koncentratu potwierdzają, że koncentrat W III separacji magnetycznej jest kondycjonowany i odpowiada klasie KVG (T) GOST 213-73.

Ryc.8 Wyniki badań technologicznych schematu wykańczania surowych koncentratów i śruty z nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK

Tabela 6 - Wyniki testowania schematu technologicznego

Produkt u

Koncentrat kondycjonujący 0,14 62,700 8,778 49,875

Zrzuty odpadów poflotacyjnych 99,86 0,088 8,822 50,125

Ruda źródłowa 100,00 0,176 17,600 100 000

WNIOSEK

Artykuł daje rozwiązanie pilnego problemu naukowego i produkcyjnego: naukowo uzasadnione, opracowane i do pewnego stopnia wdrożone skuteczne metody technologiczne wydobycia wolframu z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK.

Główne wyniki badań, prac rozwojowych i ich praktyczne wdrożenie są następujące:

Głównym użytecznym składnikiem jest wolfram, zgodnie z zawartością którego nieświeże odpady są rudą bez kontrastu, reprezentowany jest głównie przez hubneryt, który określa właściwości technologiczne surowców technogenicznych. Wolfram jest nierównomiernie rozłożony w klasach wielkości, a jego główna ilość jest skoncentrowana w rozmiarze

Udowodniono, że jedyną skuteczną metodą wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK zawierających W jest grawitacja. Na podstawie analizy uogólnionych krzywych koncentracji grawitacyjnej nieświeżych odpadów zawierających W ustalono, że odpady poflotacyjne z minimalnymi stratami wolframu są cechą charakterystyczną wzbogacania surowców technogenicznych o wielkości cząstek -0,1 + Omm . Ustalono nowe wzorce procesów separacji, które określają parametry technologiczne wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK o miałkości +0,1 mm.

Wykazano, że wśród urządzeń grawitacyjnych stosowanych w górnictwie do wzbogacania rud zawierających W, do maksymalnego wydobycia wolframu z surowców technogenicznych Dzhida VMK do surowych koncentratów W, separatora ślimakowego i KKEb80N pierwotnego wzbogacania surowców technogenicznych zawierających W o wielkości - 0,1 mm.

3. Zoptymalizowany schemat technologiczny wydobycia wolframu z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK umożliwił otrzymanie kondycjonowanego koncentratu W, rozwiązanie problemu wyczerpania zasobów mineralnych Dzhida VMK i zmniejszenie negatywnego wpływu działalności produkcyjnej przedsiębiorstwa na środowisko.

Preferowane użycie sprzętu grawitacyjnego. Podczas półprzemysłowych testów opracowanej technologii ekstrakcji wolframu z nieświeżych odpadów Dzhida VMK otrzymano kondycjonowany „-koncentrat” o zawartości 03 62,7% o ekstrakcji 49,9%. Okres zwrotu inwestycji dla zakładu wzbogacania w celu przetwarzania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK w celu wydobycia wolframu wyniósł 0,55 roku.

Główne postanowienia pracy doktorskiej publikowane są w następujących pracach:

1. Fedotov K.V., Artemova OS, Polinskina I.V. Ocena możliwości przerobu nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK, Przerób rudy: Sob. naukowy Pracuje. - Irkuck: Wydawnictwo ISTU, 2002. - 204 s., S. 74-78.

2. Fedotov K.V., Senchenko A.E., Artemova OS, Polinkina I.V. Zastosowanie separatora odśrodkowego z ciągłym zrzutem koncentratu do wydobycia wolframu i złota z odpadów przeróbczych Dzhida VMK, Problemy środowiskowe i nowe technologie do kompleksowego przerobu surowców mineralnych: Materiały z Międzynarodowej Konferencji "Odczyty Plaksińskiego - 2002 ”. - M.: P99, Wydawnictwo PCC "Altex", 2002 - 130 s., s. 96-97.

3. Zelinskaya E.V., Artemova OS Możliwość regulacji selektywności działania kolektora podczas flotacji rud zawierających wolfram ze starych odpadów przeróbczych, Kierowane zmiany właściwości fizykochemicznych kopalin w procesach przeróbki kopalin (Odczyty Plaksyna), materiały z międzynarodowego spotkania . - M.: Alteks, 2003. -145 s, s.67-68.

4. Fedotov K.V., Artemova OS. Problemy przerobu nieświeżych produktów zawierających wolfram Nowoczesne metody przerobu surowców mineralnych: Materiały konferencyjne. Irkuck: Irk. Stan. Tych. Uniwersytet, 2004 - 86 pkt.

5. Artemova O. S., Gaiduk A. A. Ekstrakcja wolframu z nieświeżych odpadów wolframowo-molibdenowych Dzhida. Perspektywy rozwoju technologii, ekologii i automatyzacji przemysłu chemicznego, spożywczego i metalurgicznego: Materiały konferencji naukowo-praktycznej. - Irkuck: Wydawnictwo ISTU. - 2004 - 100 pkt.

6. Artemova OS Ocena nierównomiernego rozmieszczenia wolframu w odpadzie Dzhida. Nowoczesne metody oceny właściwości technologicznych surowców mineralnych metali szlachetnych i diamentów oraz postępowe technologie ich przetwarzania (odczyty Plaksina): Materiały z międzynarodowego spotkania. Irkuck, 13-17 września 2004 - M.: Alteks, 2004. - 232 pkt.

7. Artemova OS, Fedotov K.V., Belkova O.N. Perspektywy wykorzystania technogenicznego złoża Dzhida VMK. Ogólnorosyjska konferencja naukowo-praktyczna „Nowe technologie w metalurgii, chemii, wzbogacaniu i ekologii”, St. Petersburg, 2004

Podpisano do druku 12. H 2004. Format 60x84 1/16. Papier do drukowania. Druk offsetowy. Konw. piekarnik l. Uch.-wyd. 125. Nakład 400 egzemplarzy. Prawo 460.

REGON 06506 z dnia 26 grudnia 2001 r. Państwowy Uniwersytet Techniczny w Irkucku 664074, Irkuck, ul. Lermontowa, 83

Rosyjski fundusz RNB

1. ZNACZENIE WYTWARZALNYCH PRZEZ CZŁOWIEKA SUROWCÓW MINERALNYCH

1.1. Surowce mineralne przemysłu rudowego Federacji Rosyjskiej i sub-przemysłu wolframowego

1.2. Technogeniczne formacje mineralne. Klasyfikacja. Konieczność użycia

1.3. Technogeniczna formacja mineralna Dzhida VMK

1.4. Cele i zadania badania. Metody badawcze. Postanowienia dotyczące obrony

2. BADANIE SKŁADU MATERIAŁOWEGO I WŁAŚCIWOŚCI TECHNOLOGICZNYCH STARYCH ODPADÓW DZHIDA VMK

2.1. Pobieranie próbek geologicznych i ocena rozkładu wolframu

2.2. Skład materiałowy surowców mineralnych

2.3. Właściwości technologiczne surowców mineralnych

2.3.1. Cieniowanie

2.3.2. Badanie możliwości separacji radiometrycznej surowców mineralnych w wielkości początkowej

2.3.3. Analiza grawitacyjna

2.3.4. Analiza magnetyczna

3. OPRACOWANIE SCHEMATU TECHNOLOGICZNEGO WYDOBYCIA WOLFRAMU ZE STARYCH ODPADY DZHIDA VMK

3.1. Badania technologiczne różnych urządzeń grawitacyjnych podczas wzbogacania nieświeżych odpadów różnej wielkości

3.2. Optymalizacja schematu przetwarzania GR

3.3. Półprzemysłowe testowanie opracowanego schematu technologicznego wzbogacania ogólnej teorii względności i zakładu przemysłowego

Wstęp Rozprawa doktorska z nauk o Ziemi na temat „Rozwój technologii ekstrakcji wolframu z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK”

Nauki o wzbogacaniu minerałów mają na celu przede wszystkim opracowanie podstaw teoretycznych procesów separacji minerałów i stworzenie aparatury wzbogacania, ujawnienie zależności między wzorcami dystrybucji składników a warunkami separacji w produktach wzbogacania w celu zwiększenia selektywności i szybkości separacji, jej wydajności i ekonomia i bezpieczeństwo środowiska.

Pomimo znacznych zasobów mineralnych i zmniejszenia zużycia zasobów w ostatnich latach, wyczerpywanie się zasobów mineralnych jest jednym z najważniejszych problemów w Rosji. Słabe wykorzystanie technologii oszczędzających zasoby przyczynia się do dużych strat minerałów podczas wydobycia i wzbogacania surowców.

Analiza rozwoju urządzeń i technologii przeróbki minerałów w ciągu ostatnich 10-15 lat wskazuje na znaczące osiągnięcia krajowej nauki podstawowej w zakresie rozumienia głównych zjawisk i wzorców rozdzielania kompleksów mineralnych, co umożliwia tworzenie wysoce wydajne procesy i technologie pierwotnej przeróbki rud o złożonym składzie materiałowym, a co za tym idzie zapewnienie przemysłowi metalurgicznemu niezbędnego asortymentu i jakości koncentratów. Jednocześnie w naszym kraju, w porównaniu z rozwiniętymi zagranicą, nadal istnieje znaczne opóźnienie w rozwoju bazy budowy maszyn do produkcji głównych i pomocniczych urządzeń wzbogacających, pod względem jakości, zużycia metalu, energochłonności i odporność na zużycie.

Ponadto, ze względu na wydziałową przynależność przedsiębiorstw górniczych i przetwórczych, złożone surowce były przetwarzane tylko z uwzględnieniem niezbędnych potrzeb przemysłu dla określonego metalu, co doprowadziło do nieracjonalnego wykorzystania naturalnych zasobów mineralnych i wzrostu kosztów składowania odpadów. Obecnie zgromadzono ponad 12 miliardów ton odpadów, których zawartość cennych składników w niektórych przypadkach przewyższa ich zawartość w naturalnych złożach.

Oprócz powyższych negatywnych tendencji, począwszy od lat 90. sytuacja środowiskowa w przedsiębiorstwach górniczych i przetwórczych uległa gwałtownemu pogorszeniu (w wielu regionach zagrażających istnieniu nie tylko bioty, ale także człowieka), nastąpił postępujący spadek wydobycie rud metali nieżelaznych i żelaznych, surowców górniczych i chemicznych, pogorszenie jakości przerabianych rud i w efekcie zaangażowanie w przerób rud ogniotrwałych o złożonym składzie materiałowym, charakteryzujących się niską zawartością cennych składników , drobne rozpowszechnianie i podobne właściwości technologiczne minerałów. Tak więc w ciągu ostatnich 20 lat zawartość metali nieżelaznych w rudach zmniejszyła się 1,3-1,5 razy, żelaza 1,25 razy, złota 1,2 razy, udział rud ogniotrwałych i węgla wzrósł z 15% do 40% całkowitej masy surowców dostarczonych do wzbogacenia.

Wpływ człowieka na środowisko naturalne w procesie działalności gospodarczej nabiera obecnie charakteru globalnego. W zakresie skali wydobywanych i transportowanych skał, przekształceń rzeźby terenu, wpływu na redystrybucję i dynamikę wód powierzchniowych i podziemnych, pobudzenie transportu geochemicznego itp. działalność ta jest porównywalna z procesami geologicznymi.

Bezprecedensowa skala zasobów mineralnych do wydobycia prowadzi do ich szybkiego wyczerpywania, akumulacji dużej ilości odpadów na powierzchni Ziemi, w atmosferze i hydrosferze, stopniowej degradacji naturalnych krajobrazów, zmniejszenia bioróżnorodności, spadku potencjału przyrodniczego terytoriów i ich funkcji życiowych.

Magazyny odpadów do przeróbki rudy są obiektami o zwiększonym zagrożeniu dla środowiska ze względu na ich negatywny wpływ na zlewisko powietrza, wody podziemne i powierzchniowe oraz pokrywę glebową na rozległych obszarach. Wraz z tym, odpady poflotacyjne są słabo rozpoznanymi złożami antropogenicznymi, których wykorzystanie pozwoli na pozyskanie dodatkowych źródeł rudy i surowców mineralnych przy znacznym zmniejszeniu skali zaburzeń środowiska geologicznego w regionie.

Produkcja wyrobów ze złóż technogenicznych z reguły jest kilkukrotnie tańsza niż ze specjalnie do tego celu wydobywanych surowców i charakteryzuje się szybkim zwrotem z inwestycji. Jednak złożony skład chemiczny, mineralogiczny i granulometryczny odpadów, a także szeroka gama zawartych w nich minerałów (od głównych i towarzyszących po najprostsze materiały budowlane) utrudnia obliczenie całkowitego efektu ekonomicznego ich przerobu i określić indywidualne podejście do oceny każdego przeróbki.

W konsekwencji, w chwili obecnej pojawiło się szereg nierozwiązywalnych sprzeczności między zmianą charakteru bazy surowcowej, tj. konieczność zaangażowania się w przerób rud ogniotrwałych i złóż sztucznych, pogarszającą się sytuację środowiskową w rejonach górniczych oraz stan techniki, technologii i organizacji pierwotnego przerobu surowców mineralnych.

Zagadnienia wykorzystania odpadów ze wzbogacania metali polimetalicznych, złotonośnych i rzadkich mają zarówno aspekt ekonomiczny, jak i środowiskowy.

V.A. Chanturia, V.Z. Kozin, W.M. Awdochin, S.B. Leonow, JI.A. Barsky, AA Abramow, W.I. Karmazin, S.I. Mitrofanow i inni.

Ważny element całościowej strategii przemysłu wydobywczego, m.in. wolframu, to wzrost wykorzystania odpadów z przeróbki rudy jako dodatkowego źródła rud i surowców mineralnych, przy znacznym zmniejszeniu zakresu zaburzeń środowiska geologicznego w regionie i negatywnego oddziaływania na wszystkie komponenty środowiska.

W zakresie wykorzystania odpadów z przerobu rudy najważniejsze jest szczegółowe studium mineralogiczne i technologiczne każdego konkretnego, indywidualnego złoża technogenicznego, którego wyniki pozwolą na opracowanie efektywnej i przyjaznej dla środowiska technologii przemysłowego zagospodarowania dodatkowego źródła rud i surowców mineralnych.

Problemy rozważane w pracy doktorskiej zostały rozwiązane zgodnie z kierunkiem naukowym Katedry Przeróbki Kopalin i Ekologii Inżynierskiej Państwowego Uniwersytetu Technicznego w Irkucku na temat „Badania podstawowe i technologiczne w zakresie przerobu surowców mineralnych i technogenicznych dla cel jego zintegrowanego wykorzystania, biorąc pod uwagę problemy środowiskowe w złożonych systemach przemysłowych ” i temat filmu nr 118 „Badania nad zmywalnością nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK”.

Celem pracy jest naukowe uzasadnienie, opracowanie i przetestowanie racjonalnych metod technologicznych wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK zawierających wolfram.

W pracy rozwiązano następujące zadania:

Oceń rozkład wolframu w przestrzeni głównej formacji technogenicznej Dzhida VMK;

Zbadanie składu materiałowego nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhizhinsky VMK;

Zbadaj kontrast nieświeżych odpadów poflotacyjnych w oryginalnym rozmiarze przez zawartość W i S (II); zbadać zmywalność grawitacyjną nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK w różnych rozmiarach;

Określić wykonalność zastosowania wzbogacania magnetycznego do poprawy jakości surowych koncentratów zawierających wolfram;

Optymalizacja schematu technologicznego wzbogacania surowców technogenicznych z OTO Dzhida VMK; przeprowadzenie półprzemysłowych testów opracowanego schematu ekstrakcji W z nieświeżych odpadów FESCO;

Opracowanie schematu łańcucha aparatury do przemysłowego przetwarzania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK.

Do badań wykorzystano reprezentatywną próbkę technologiczną nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK.

Przy rozwiązywaniu sformułowanych problemów zastosowano metody badawcze: spektralną, optyczną, chemiczną, mineralogiczną, fazową, grawitacyjną i magnetyczną do analizy składu materiałowego i właściwości technologicznych wyjściowych surowców mineralnych i produktów wzbogacania.

Do celów obronnych proponuje się następujące główne postanowienia naukowe: Ustalono regularności dystrybucji początkowych technogenicznych surowców mineralnych i wolframu według klas wielkości. Wykazano konieczność pierwotnej (wstępnej) klasyfikacji według rozmiaru 3 mm.

Określono charakterystykę ilościową nieświeżych odpadów przeróbczych rud Dzhida VMK pod względem zawartości WO3 i siarki siarczkowej. Udowodniono, że pierwotne surowce mineralne należą do kategorii rud bez kontrastu. Stwierdzono istotną i wiarygodną korelację między zawartością WO3 i S(II).

Ustalono ilościowe wzorce wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK. Udowodniono, że dla materiału źródłowego dowolnej wielkości skuteczną metodą ekstrakcji W jest wzbogacanie grawitacyjne. Wyznaczono prognostyczne wskaźniki technologiczne wzbogacania grawitacyjnego wyjściowych surowców mineralnych w różnych wielkościach.

Stwierdzono ilościowe prawidłowości w rozmieszczeniu nieświeżych odpadów poflotacyjnych wzbogacania rudy Dzhida VMK frakcjami o różnej specyficznej podatności magnetycznej. Udowodniono, że sukcesywne stosowanie separacji magnetycznej i odśrodkowej poprawia jakość surowych produktów zawierających W. Zoptymalizowano technologiczne tryby separacji magnetycznej.

Wniosek Rozprawa na temat „Wzbogacanie minerałów”, Artemova, Olesya Stanislavovna

Główne wyniki badań, prac rozwojowych i ich praktyczne wdrożenie to:

1. Przeprowadzono analizę aktualnej sytuacji w Federacji Rosyjskiej w zakresie surowców mineralnych przemysłu rudowego, w szczególności przemysłu wolframowego. Na przykładzie Dzhida VMK pokazano, że problem zaangażowania w przerób nieświeżych odpadów rudy jest istotny, mający znaczenie technologiczne, gospodarcze i środowiskowe.

2. Ustalono skład materiałowy i właściwości technologiczne głównej formacji technogenicznej Dzhida VMK zawierającej W nośnej.

Udowodniono, że jedyną skuteczną metodą wzbogacania nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK zawierających W jest grawitacja. Na podstawie analizy uogólnionych krzywych koncentracji grawitacyjnej nieświeżych odpadów zawierających W ustalono, że odpadki hałdowe z minimalnymi stratami wolframu są cechą charakterystyczną wzbogacania surowców technogenicznych o wielkości cząstek -0,1 + 0 mm. Ustalono nowe wzorce procesów separacji, które określają parametry technologiczne wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK o miałkości +0,1 mm.

Udowodniono, że wśród urządzeń grawitacyjnych stosowanych w górnictwie do wzbogacania rud zawierających W, separator ślimakowy i koncentrator wirówkowy KNELSON są odpowiednie do maksymalnego wydobycia wolframu z surowców technogenicznych Dzhida VMK do surowego W- koncentraty. Skuteczność zastosowania koncentratora KNELSON została potwierdzona również dla dodatkowej ekstrakcji wolframu z odpadów pierwotnego wzbogacania surowców technogenicznych zawierających W o wielkości cząstek 0,1 mm.

Podstawowe cechy opracowanej technologii ekstrakcji wolframu z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK to:

Wąska klasyfikacja według wielkości paszy operacji przetwarzania pierwotnego;

Preferowane użycie sprzętu grawitacyjnego.

Podczas półprzemysłowych testów opracowanej technologii ekstrakcji wolframu z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK otrzymano kondycjonowany koncentrat W o zawartości WO3 62,7% przy ekstrakcji 49,9%. Okres zwrotu inwestycji dla zakładu wzbogacania w celu przetwarzania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK w celu wydobycia wolframu wyniósł 0,55 roku.

Bibliografia Rozprawa z nauk o Ziemi, kandydat nauk technicznych, Artemowa, Olesia Stanisławowna, Irkuck

1. Techniczno-ekonomiczna ocena złóż technogenicznych metali nieżelaznych: Przegląd / V.V. Olenina, L.B. Erszow, I.V. Bielakowa. M., 1990 - 64 s.

2. Nauki górnicze. Zagospodarowanie i konserwacja wnętrza Ziemi / RAS, AGN, RANS, MIA; Wyd. K.N. Trubieckoj. M.: Wydawnictwo Akademii Górniczo-Hutniczej, 1997. -478 s.

3. Novikov A.A., Sazonov G.T. Stan i perspektywy rozwoju bazy rudowo-surowcowej hutnictwa metali nieżelaznych Federacji Rosyjskiej, Mining Journal 2000 - nr 8, s. 92-95.

4. Karelov S.V., Vyvarets A.D., Distergeft JI.B., Mamyachenkov S.V., Khilai V.V., Naboychenko E.S. Ocena efektywności środowiskowej i ekonomicznej przetwarzania surowców wtórnych i odpadów przemysłowych, Izvestiya VUZov, Mining Journal 2002 - nr 4, s. 94-104.

5. Surowce mineralne Rosji. Ekonomia i zarządzanie Koncentratory modułowe, Wydanie specjalne, wrzesień 2003 - HTJI TOMS ISTU.

6. Beresniewicz P.V. i inne Ochrona środowiska podczas eksploatacji odpadów przeróbczych. M.: Nedra, 1993. - 127 s.

7. Dudkin O.B., Polyakov K.I. Problem złóż technogenicznych, Wzbogacanie rud, 1999 - nr 11, S. 24-27.

8. Deryagin A.A., Kotova VM, Nikolsky A.JI. Ocena perspektyw zaangażowania w eksploatację złóż antropogenicznych, Pomiary górnicze i użytkowanie podłoża gruntowego 2001 - nr 1, s. 15-19.

9. Czujanow G.G. Odpady zakładów wzbogacania, Izvestia VUZ, Mining Journal 2001 - nr 4-5, s. 190-195.

10. Voronin D.V., Gavelya EA, Karpov S.V. Badanie i przetwarzanie złóż technogenicznych, Wzbogacanie rud - 2000 nr 5, S. 16-20.

11. Smoldyrev A.E. Możliwości wydobywania odpadów górniczych, Mining Journal - 2002, nr 7, s. 54-56.

12. Kvitka V.V., Kumakova L.B., Yakovleva E.P. Przerób nieświeżych odpadów z zakładów przetwórczych we wschodnim Kazachstanie, Mining Journal - 2001 - nr 9, s. 57-61.

13. Khasanova G.G. Wycena katastralna obiektów technogenno-mineralnych środkowego Uralu Postępowanie uczelni wyższych, Mining Journal - 2003 - nr 4, S. 130136.

14. Tumanova E.S., Tumanov P.P. Surowce mineralne. Surowce technologiczne // Podręcznik. M .: CJSC "Geoinformmark", 1998. - 44 s.

15. Popow W.W. Baza surowcowa Rosji. Stan i problemy, Magazyn Górniczy 1995 - nr 11, s. 31-34.

16. Uzdebajew Ł.K. Nieświeże odpady - dodatkowe źródło metali, Metale nieżelazne 1999 - nr 4, s. 30-32.

17. Fishman M.A., Sobolev D.S. Praktyka wzbogacania rud metali nieżelaznych i rzadkich, t. 1-2. -M.: Metallurgizdat, 1957 1960.

18. Fishman M.A., Sobolev D.S. Praktyka wzbogacania rud metali nieżelaznych i rzadkich, t. 3-4. Moskwa: Gosgortekhizdat, 1963.

19. Leonov S.B., Belkova ON Badanie minerałów pod kątem zmywalności: Podręcznik. - M.: "Inżynieria Intermet", 2001r. - 631s.

20. Trubetskoy KN, Umanets VN, Nikitin M.B. Klasyfikacja złóż technogenicznych, główne kategorie i pojęcia, Mining Journal - 1990 - nr 1, s. 6-9.

21. Instrukcja stosowania Klasyfikacji rezerw do złóż rud wolframu. M., 1984 - 40 s.

22. Betekhtin A.G., Golikov A.S., Dybkov V.F. et al.Przebieg złóż kopalin Izd. 3. rewizja i dodaj./Pod. Wyd. PO POŁUDNIU. Tatarinow i A.G. Betekhtina-M.: Nedra, 1964.

23. Khabirov V.V., Vorobyov A.E. Teoretyczne podstawy rozwoju przemysłu wydobywczego i przetwórczego w Kirgistanie / Wyd. Acad. N.P. Ławerow. M.: Nedra, 1993. - 316 s.

24. Izoitko V.M. Mineralogia technologiczna rud wolframu. - L.: Nauka, 1989.-232 s.

25. Izoitko V.M., Boyarinov E.V., Shanaurin V.E. Cechy mineralogicznej i technologicznej oceny rud w przedsiębiorstwach przemysłu wolframowo-molibdenowego. M. TSNIITSVETMET i inform., 1985.

26. Encyklopedia mineralogiczna / wyd. C. Freya: Per. z angielskiego. - Ld: Nedra, 1985.-512 s.

27. Badania mineralogiczne rud metali nieżelaznych i rzadkich / Wyd. A.F. Zawietrzny. Wyd. 2. miejsce. M.: Nedra, 1967. - 260 pkt.

28. Minerały Ramder Paul Ore i ich przerosty. M.: IL, 1962.

29. Kogan B.I. metale rzadkie. Status i perspektywy. M.: Nauka, 1979. - 355 s.

30. Kochurova R.N. Geometryczne metody ilościowej analizy mineralogicznej skał. - Ld: Leningradzki Uniwersytet Państwowy, 1957.-67 s.

31. Podstawy metodologiczne badania składu chemicznego skał, rud i minerałów. Wyd. G.V. Ostroumowa. M.: Nedra, 1979. - 400 s.

32. Metody badań mineralogicznych: Podręcznik / Wyd. AI Ginzburga. M.: Nedra, 1985. - 480 s.

33. Kopczenowa E.V. Analiza mineralogiczna koncentratów i koncentratów rud. Moskwa: Nedra, 1979.

34. Oznaczanie mineralnych form wolframu w rudach pierwotnych i rudach wietrzenia skorupy hydrotermalnej huty kwarcu. Instrukcja NSAM nr 207-F-M .: VIMS, 1984.

35. Metodyczne badania mineralogiczne. M.: Nauka, 1977. - 162 s. (SSSRIMGRE).

36. Panov E.G., Chukov A.V., Koltsov A.A. Ocena jakości surowców do recyklingu odpadów wydobywczych i przetwórczych. Poszukiwanie i ochrona zasobów mineralnych, 1990 nr 4.

37. Materiały Republikańskiego Centrum Analitycznego PGO „Buryatgeologia” dotyczące badania składu materiałowego rud złóż Kholtoson i Inkur oraz produktów technogenicznych zakładu Dzhida. Ułan-Ude, 1996.

38. Raport Giredmeta „Badanie składu materiałowego i zmywalności dwóch próbek nieświeżych odpadów z Zakładu Górniczo-Przeróbczego Dżida”. Autorzy Chistov L.B., Okhrimenko V.E. M., 1996.

39. Zelikman AN, Nikitin JI.C. Wolfram. M.: Metalurgia, 1978. - 272 s.

40. Fedotov K.V. Numeryczne wyznaczanie składowych prędkości przepływu płynu w aparatach wirówkowych, przeróbka rudy - 1998, nr 4, s. 34-39.

41. Szokhin W.I. Metody wzbogacania grawitacyjnego. M.: Nedra, 1980. - 400 s.

42. Fomenko T.G. Grawitacyjne procesy przeróbki minerałów. M.: Nedra, 1966. - 330 s.

43. Woronow V.A. O jednym podejściu do kontrolowania ujawniania minerałów w procesie mielenia, Wzbogacanie rudy, 2001 - nr 2, s. 43-46.

44. Barsky JIA, Kozin V.Z. Analiza systemowa w przeróbce minerałów. M.: Nedra, 1978. - 486 s.

45. Ocena technologiczna surowców mineralnych. Metody badawcze: Podręcznik / Wyd. PE Ostapenko. M.: Nedra, 1990. - 264 s.

46. Sorokin M.M., Shepeta ED, Kuvaeva I.V. Zmniejszenie strat trójtlenku wolframu z produktami odpadowymi siarczków. Fizyczne i technologiczne problemy zagospodarowania kopalin, 1988 nr 1, s. 59-60.

47. Raport Ośrodka Badawczo-Rozwojowego „Ekstekhmet” „Ocena zmywalności produktów siarczkowych złoża Kholtoson”. Autorzy Korolev N.I., Krylova N.S. i in., M., 1996.

48. Dobromyslov Yu.P., Semenov M.I. i inne Opracowanie i wdrożenie technologii do zintegrowanego przetwarzania odpadów zakładów przetwórczych Kombinatu Dzhida. Kompleksowe wykorzystanie surowców mineralnych, Ałma-Ata, 1987 nr 8. s. 24-27.

49. Nikiforov K.A., Zoltoev E.V. Pozyskiwanie sztucznych surowców wolframowych z niskogatunkowych śrut pobnerytowych zakładu przetwórczego. Kompleksowe wykorzystanie surowców mineralnych, 1986 nr 6, s. 62-65.

50. Metodologia określania zapobieganej szkodzie w środowisku / Stan. Komitet Federacji Rosyjskiej ds. Ochrony Środowiska. M., 1999. - 71 s.

51. Rubinshtein Yu.B., Volkov JI.A. Metody matematyczne w przeróbce minerałów. - M.: Nedra, 1987. 296 s.

52. Nowoczesne metody badań mineralogicznych / Wyd. W.W. Rożkow, w.1. M.: Nedra, 1969. - 280 s.

53. Nowoczesne metody badań mineralogicznych / Wyd. W.W. Rożkow, w.2. M.: Nedra, 1969. - 318 s.

54. Mikroskopia elektronowa w mineralogii / Wyd. G.R. Wieniec. Za. z angielskiego. M.: Mir, 1979. - 541 s.

55. Feklichev V.G. Widma diagnostyczne minerałów. - M.: Nedra, 1977. - 228 s.

56. Cameron Yu.N. Mikroskopia górnicza. M.: Mir, 1966. - 234 s.

57. Wołyński I.S. Oznaczanie minerałów kruszcowych pod mikroskopem. - M.: Nedra, 1976.

58. Vyalsov JT.H. Optyczne metody diagnostyki minerałów kruszcowych. - M.: Nedra, 1976.-321 s.

59. Isaenko MP, Borishanskaya SS, Afanasiev E.L. Wyznacznik głównych minerałów rud w świetle odbitym. Moskwa: Nedra, 1978.

60. Zevin L.S., Zavyalova L.L. Ilościowa radiograficzna analiza faz. Moskwa: Nedra, 1974.

61. Bolshakov A.Yu., Komlev V.N. Wytyczne do oceny koncentracji rud metodami fizyko-jądrowymi. Apatity: KF AN ZSRR, 1974.-72 s.

62. Wasiliew E.K., Nakhmanson M.S. Rentgenowska jakościowa analiza fazowa. - Nowosybirsk: Nauka, SO, 1986. 199 s.

63. Filipova N.A. Analiza fazowa rud i produktów ich przerobu. - M.: Chemia, 1975.-280 s.

64. mgr Błochin Metody badań widm rentgenowskich. - M., Fizmatgiz, 1959. 386 s.

65. Ocena technologiczna surowców mineralnych. Rośliny pilotażowe: Podręcznik / wyd. PE Ostapenko. M.: Nedra, 1991. - 288 s.

66. Bogdanowicz A.V. Sposoby poprawy wzbogacania grawitacyjnego rud drobnoziarnistych i mułów, Wzbogacanie rud, 1995 - nr 1-2, S. 84-89.

67. Plotnikov R.I., Pshenichny G.A. Rentgenowska analiza radiometryczna fluorescencyjna. - M., Atomizdat, 1973. - 264 s.

68. Mokrousov V. A., Lileev V. A. Wzbogacanie radiometryczne rud nieradioaktywnych. M.: Nedra, 1978. - 191 s.

69. Mokrousov V.A. Badanie rozkładu uziarnienia i kontrastu minerałów w celu oceny możliwości wzbogacenia: Wytyczne / SIMS. M.: 1978. - 24 s.

70. Barsky L.A., Danilchenko L.M. Wzbogacanie kompleksów mineralnych. -M.: Nedra, 1977.-240 s.

71. Albov M.N. Badania złóż kopalin. - M.: Nedra, 1975.-232 s.

72. Mitrofanov S.I. Badanie minerałów pod kątem zmywalności. - M.: Metallurgizdat, 1954.-495 s.

73. Mitrofanov S.I. Badanie minerałów pod kątem zmywalności. - M.: Gosgortekhizdat, 1962. - 580 s.

74. Uralska Państwowa Akademia Górniczo-Geologiczna, 2002, s. 6067.

75. Karmazin V.V., Karmazin V.I. Magnetyczne i elektryczne metody wzbogacania. M.: Nedra, 1988. - 303 s.

76. Olofiński N.F. Elektryczne metody wzbogacania. Wydanie 4, poprawione. i dodatkowe M.: Nedra, 1977. - 519 s.

77. Mesenyashin A.I. Separacja elektryczna w silnych polach. Moskwa: Nedra, 1978.

78. Polkin S.I. Wzbogacanie rud i plastyków metali rzadkich. M.: Nedra, 1967.-616 s.

79. Informator dotyczący wzbogacania rud. Procesy specjalne i pomocnicze, badania zmywalności, sterowanie i automatyzacja / Ed. system operacyjny Bogdanow. Moskwa: Nedra, 1983 - 386 s.

80. Informator dotyczący wzbogacania rud. Podstawowe procesy./Wyd. system operacyjny Bogdanow. M.: Nedra, 1983. - 381 s.

81. Informator dotyczący wzbogacania rud. W 3 tomach Ch. wyd. system operacyjny Bogdanow. T.Z. fabryki wzbogacania. Reprezentant. Wyd. Yu.F. Nenarokomov. M.: Nedra, 1974.-408 s.

82. Czasopismo górnicze 1998 - nr 5, 97 s.

83. Potiomkin AA Firma KNELSON CONSENTRATOR jest światowym liderem w produkcji odśrodkowych separatorów grawitacyjnych, Mining Journal - 1998, nr 5, s. 77-84.

84. Bogdanowicz A.V. Separacja w polu odśrodkowym cząstek zawieszonych w cieczy w warunkach pseudostatycznych, Wzbogacanie rud - 1992 nr 3-4, S. 14-17.

85. Stanoilovich R. Nowe kierunki rozwoju koncentracji grawitacyjnej, Wzbogacanie rud 1992 - nr 1, S. 3-5.

86. Podkosov L.G. O teorii wzbogacania grawitacyjnego, Metale nieżelazne - 1986 - №7, s. 43-46.

87. Bogdanowicz A.V. Intensyfikacja procesów wzbogacania grawitacyjnego w polach odśrodkowych, Wzbogacanie rud 1999 - nr 1-2, S. 33-36.

88. Polkin S.I., Wzbogacanie rud i plastyków metali rzadkich i szlachetnych. Wydanie drugie, poprawione. i dodatkowe - M.: Nedra, 1987. - 429 s.

89. Polkin S.I., Laptev S.F. Wzbogacanie rud cyny i placerów. - M.: Nedra, 1974.-477 s.

90. Abramow AA Technologia wzbogacania rud metali nieżelaznych. M.: Nedra, 1983.-359 s.

91. Karpenko N.V. Testowanie i kontrola jakości produktów wzbogacania. - M.: Nedra, 1987.-214 s.

92. Andreeva G.S., Goryushkin S.A. przeróbka i wzbogacanie minerałów złóż aluwialnych. M.: Nedra, 1992. - 410 s.

93. Enbaev I.A. Modułowe instalacje wirówkowe do zagęszczania metali szlachetnych i szlachetnych ze złóż aluwialnych i technogenicznych, przeróbka rudy, 1997 - nr 3, str. 6-8.

94. Chanturia V.A. Technologia przerobu rud i podkładek z metali szlachetnych, Metale nieżelazne, 1996 - nr 2, S. 7-9.

95. Kalinichenko V.E. „Instalacja do dodatkowego wydobycia metali ze składowisk odpadów bieżącej produkcji, Metale nieżelazne, 1999 - nr 4, str. 33-35.

96. Berger G.S., Orel M.A., Popov E.L. Półprzemysłowe badania rud pod kątem zmywalności. M.: Nedra, 1984. - 230 s.

97. GOST 213-73 „Wymagania techniczne (skład,%) dla koncentratów wolframu otrzymywanych z rud zawierających wolfram”

99. Fedotov K.V., Artemova OS, Polinskina I.V. Ocena możliwości przerobu nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK, Przerób rudy: Sob. naukowy Pracuje. Irkuck: Izd-vo ISTU, 2002. - 204 s., S. 74-78.

100. Fedotov K.V., Artemova OS. Problemy przerobu nieświeżych produktów zawierających wolfram Nowoczesne metody przerobu surowców mineralnych: Materiały konferencyjne. Irkuck: Irk. Stan. Tych. Uniwersytet, 2004 86 pkt.

101. Artemova OS, Fedotov K.V., Belkova ON. Perspektywy wykorzystania technogenicznego złoża Dzhida VMK. Ogólnorosyjska konferencja naukowo-praktyczna „Nowe technologie w metalurgii, chemii, wzbogacaniu i ekologii”, St. Petersburg, 2004

Istnieje kilka sposobów, aby to uzyskać; pierwszy etap to wzbogacanie rudy, oddzielanie cennych składników od masy głównej – skały płonnej. Metody zagęszczania są powszechne dla rud ciężkich i metali: mielenie i flotacja, a następnie separacja magnetyczna (w przypadku rud wolframitu) i prażenie oksydacyjne.

Powstały koncentrat jest najczęściej spiekany z nadmiarem sody w celu przekształcenia wolframu w rozpuszczalny związek, wolframit sodu. Innym sposobem uzyskania tej substancji jest ługowanie; wolfram ekstrahuje się roztworem sody pod ciśnieniem i w podwyższonej temperaturze (proces odbywa się w autoklawie), po czym następuje neutralizacja i wytrącanie w postaci sztucznego szeelitu, czyli tzw. wolframian wapnia. Chęć uzyskania dokładnie wolframu tłumaczy się tym, że jest to stosunkowo proste, w zaledwie dwóch etapach:

CaWO4 → H2WO4 lub (NH4)2WO4 → WO3,

możliwe jest wyizolowanie oczyszczonego tlenku wolframu z większości zanieczyszczeń.

Spójrzmy na inny sposób na uzyskanie tlenku wolframu - przez chlorki. Koncentrat wolframu jest poddawany działaniu gazowego chloru w podwyższonej temperaturze. Powstałe chlorki wolframu są dość łatwe do oddzielenia od chlorków innych metali przez sublimację, wykorzystując różnicę temperatur, przy której substancje te przechodzą w stan pary. Powstałe chlorki wolframu można przekształcić w tlenek lub wykorzystać bezpośrednio do przetworzenia na metal elementarny.

Przekształcenie tlenków lub chlorków w metal to kolejny krok w produkcji wolframu. Najlepszym środkiem redukującym tlenek wolframu jest wodór. Po redukcji wodorem otrzymuje się najczystszy metaliczny wolfram. Proces redukcji odbywa się w piecach rurowych rozgrzanych w taki sposób, że poruszając się wzdłuż rury „łódź” z WO3 przechodzi przez kilka stref temperaturowych. W jego stronę płynie strumień suchego wodoru. Odzysk następuje zarówno w strefach „zimnych” (450...600°C) jak i „gorących” (750...1100°C); w „zimnie” - do najniższego tlenku WO2, następnie - do pierwiastkowego metalu. W zależności od temperatury i czasu trwania reakcji w strefie „gorącej” zmienia się czystość i wielkość ziaren sproszkowanego wolframu uwalnianego na ściankach „łodzi”.

Odzyskiwanie może odbywać się nie tylko pod działaniem wodoru. W praktyce często używany jest węgiel. Zastosowanie stałego środka redukującego nieco upraszcza produkcję, ale w tym przypadku wymagana jest wyższa temperatura - do 1300...1400°C. Ponadto węgiel i zawarte w nim zanieczyszczenia reagują z wolframem, tworząc węgliki i inne związki. Prowadzi to do zanieczyszczenia metalu. Tymczasem elektrotechnika potrzebuje bardzo czystego wolframu. Tylko 0,1% żelaza sprawia, że wolfram jest kruchy i nie nadaje się do produkcji najcieńszego drutu.

Produkcja wolframu z chlorków oparta jest na procesie pirolizy. Wolfram tworzy kilka związków z chlorem. Przy pomocy nadmiaru chloru wszystkie z nich można przekształcić w najwyższy chlorek – WCl6, który w temperaturze 1600 °C rozkłada się na wolfram i chlor. W obecności wodoru proces ten przebiega już w 1000°C.

W ten sposób uzyskuje się metalowy wolfram, ale nie zwarty, ale w postaci proszku, który jest następnie prasowany w strumieniu wodoru w wysokiej temperaturze. W pierwszym etapie prasowania (po podgrzaniu do 1100...1300°C) powstaje porowaty kruchy wlewek. Prasowanie jest kontynuowane w jeszcze wyższej temperaturze, prawie osiągając na końcu temperaturę topnienia wolframu. W tych warunkach metal stopniowo staje się twardy, nabiera struktury włóknistej, a wraz z nią plastyczności i ciągliwości. Dalej...

Wstęp

1 . Znaczenie technogenicznych surowców mineralnych

1.1. Surowce mineralne przemysłu rudowego Federacji Rosyjskiej i sub-przemysłu wolframowego

1.2. Technogeniczne formacje mineralne. Klasyfikacja. Konieczność użycia

1.3. Technogeniczna formacja mineralna Dzhida VMK

1.4. Cele i zadania badania. Metody badawcze. Postanowienia dotyczące obrony

2. Badanie składu materiałowego i właściwości technologicznych nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMC

2.1. Pobieranie próbek geologicznych i ocena rozkładu wolframu

2.2. Skład materiałowy surowców mineralnych

2.3. Właściwości technologiczne surowców mineralnych

2.3.1. Cieniowanie

2.3.2. Badanie możliwości separacji radiometrycznej surowców mineralnych w wielkości początkowej

2.3.3. Analiza grawitacyjna

2.3.4. Analiza magnetyczna

3. Opracowanie schematu technologicznego

3.1. Badania technologiczne różnych urządzeń grawitacyjnych podczas wzbogacania nieświeżych odpadów różnej wielkości

3.2. Optymalizacja schematu przetwarzania GR

3.3. Półprzemysłowe testowanie opracowanego schematu technologicznego wzbogacania ogólnej teorii względności i zakładu przemysłowego

Wprowadzenie do pracy

ponad 12 miliardów ton odpadów, zawartość cennych składników, w których w niektórych przypadkach przewyższa ich zawartość w naturalnych złożach.

Magazyny odpadów do przeróbki rudy są obiektami o zwiększonym zagrożeniu dla środowiska ze względu na ich negatywny wpływ na zlewisko powietrza, wody podziemne i powierzchniowe oraz pokrywę glebową na rozległych obszarach. Wraz z tym odpady przeróbcze to słabo zbadane złoża wytworzone przez człowieka, których wykorzystanie zapewni dodatkowe

źródła rud i surowców mineralnych o znacznym zmniejszeniu skali zaburzeń środowiska geologicznego w regionie.

Zagadnienia wykorzystania odpadów ze wzbogacania metali polimetalicznych, złotonośnych i rzadkich mają zarówno aspekt ekonomiczny, jak i środowiskowy.

V.A. Chanturia, V.Z. Kozin, W.M. Awdochin, SB. Leonow, LA Barsky, AA Abramow, W.I. Karmazin, S.I. Mitrofanow i inni.

W zakresie wykorzystania odpadów z przerobu rudy najważniejsze jest szczegółowe studium mineralogiczne i technologiczne każdego specyfiki,

indywidualne złoże technogeniczne, którego wyniki pozwolą na opracowanie efektywnej i przyjaznej środowisku technologii przemysłowego rozwoju dodatkowego źródła rudy i surowców mineralnych.

Cel- uzasadniać naukowo, rozwijać i testować
racjonalne technologiczne metody wzbogacania nieświeżych produktów

W pracy rozwiązano następujące zadania:

Oszacuj rozkład wolframu na całej przestrzeni głównej
technogeniczna formacja Dzhida VMK;

zbadanie składu materiałowego nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhizhinsky VMK;

zbadać kontrast nieświeżych odpadów poflotacyjnych w pierwotnej wielkości zgodnie z zawartością W i S (II);

zbadać zmywalność grawitacyjną nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK w różnych rozmiarach;

określić możliwość zastosowania wzbogacania magnetycznego do poprawy jakości surowych koncentratów zawierających wolfram;

optymalizacja schematu technologicznego wzbogacania surowców technogenicznych z OTO Dzhida VMK;

przeprowadzenie półprzemysłowych testów opracowanego schematu ekstrakcji W z nieświeżych odpadów FESCO;

Opracowanie schematu łańcucha aparatury do przemysłowego przetwarzania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK.

Do badań wykorzystano reprezentatywną próbkę technologiczną nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK.

Rozwiązując sformułowane problemy, należy: metody badawcze: spektralne, optyczne, chemiczne, mineralogiczne, fazowe, grawitacyjne i magnetyczne metody analizy składu materiałowego i właściwości technologicznych wyjściowych surowców mineralnych i produktów wzbogacania.

Następujące są bronione główne przepisy naukowe:

Ustalono wzorce dystrybucji początkowych technogenicznych surowców mineralnych i wolframu według klas wielkości. Wykazano konieczność pierwotnej (wstępnej) klasyfikacji według rozmiaru 3 mm.

Ustalono ilościowe wzorce wzbogacania grawitacyjnego nieświeżych odpadów poflotacyjnych Dzhida VMK. Udowodniono, że dla materiału źródłowego dowolnej wielkości skuteczną metodą ekstrakcji W jest wzbogacanie grawitacyjne. Wyznaczane są predykcyjne wskaźniki technologiczne wzbogacania grawitacyjnego wyjściowych surowców mineralnych w inny rozmiar.

Skład materiałowy surowców mineralnych

Podczas badania składowiska bocznego (awaryjne składowisko odpadów poflotacyjnych (HAS)) pobrano 35 próbek bruzd z dołów i zwałów wzdłuż zboczy składowisk; łączna długość bruzd wynosi 46 m. Doły i odkrywki zlokalizowane są w 6 liniach eksploracyjnych, oddalonych od siebie o 40-100 m; odległość między wyrobiskami (czystkami) w liniach poszukiwawczych wynosi od 30-40 do 100-150 m. Przebadano wszystkie odmiany litologiczne piasków. Próbki analizowano na zawartość W03 i S(II). Na tym terenie pobrano 13 próbek z wyrobisk o głębokości 1,0 m. Odległość między liniami wynosi około 200 m, między wyrobiskami – od 40 do 100 m (w zależności od rozmieszczenia tego samego rodzaju warstwy litologicznej). Wyniki analiz próbek na zawartość WO3 i siarki podano w tabeli. 2.1. Tabela 2.1 - Zawartość WO3 i siarki siarczkowej w prywatnych próbkach XAS Można zauważyć, że zawartość WO3 waha się między 0,05-0,09%, z wyjątkiem próbki M-16, pobranej ze średnioziarnistych piasków szarych. W tej samej próbce stwierdzono wysokie stężenia S(II) - 4,23% i 3,67%. Dla poszczególnych próbek (M-8, M-18) odnotowano wysoką zawartość siarczanu S (20-30% całkowitej zawartości siarki). W górnej części składowiska awaryjnego pobrano 11 próbek o różnych różnicach litologicznych. Zawartość WO3 i S(II) w zależności od pochodzenia piasków waha się w szerokim zakresie: odpowiednio od 0,09 do 0,29% i od 0,78 do 5,8%. Podwyższone zawartości WO3 są charakterystyczne dla średnio gruboziarnistych odmian piasków. Zawartość S (VI) wynosi 80 - 82% całkowitej zawartości S, ale w niektórych próbkach, głównie przy niskiej zawartości trójtlenku wolframu i siarki całkowitej, spada do 30%.

Zasoby złoża można oszacować jako zasoby kategorii Pj (tab. 2.2). W górnej części długości wykopu wahają się one w szerokim zakresie: od 0,7 do 9,0 m, więc średnią zawartość kontrolowanych składników oblicza się z uwzględnieniem parametrów wykopów. Naszym zdaniem, w oparciu o powyższe cechy, biorąc pod uwagę skład nieświeżych odpadów poflotacyjnych, ich bezpieczeństwo, warunki występowania, zanieczyszczenie odpadami komunalnymi, zawartość w nich WO3 i stopień utlenienia siarki, tylko górna część składowiska z zasobami 1,0 mln ton piasków i 1330 ton WO3 z zawartością WO3 0,126%. Ich lokalizacja w bliskiej odległości od projektowanego zakładu przetwórczego (250-300 m) sprzyja ich transportowi. Dolna część awaryjnego składowiska odpadów ma być unieszkodliwiona w ramach programu rekultywacji środowiska dla miasta Zakamieńsk.

Na terenie złoża pobrano 5 próbek. Odstęp między punktami poboru próbek wynosi 1000-1250 m. Próbki pobrano z całej miąższości warstwy, analizując zawartość WO3, Ptot i S (II) (tab. 2.3). Tabela 2.3 - Zawartość WO3 i siarki w poszczególnych próbkach ATO Z wyników analiz widać, że zawartość WO3 jest niska, waha się od 0,04 do 0,10%. Średnia zawartość S (II) wynosi 0,12% i nie ma praktycznego znaczenia. Przeprowadzone prace nie pozwalają na uznanie wtórnego składowiska aluwialnego odpadów poflotacyjnych za potencjalny obiekt przemysłowy. Jednak jako źródło zanieczyszczenia środowiska formacje te podlegają utylizacji. Główny składowisko odpadów poflotacyjnych (MTF) zbadano wzdłuż równoległych linii poszukiwawczych zorientowanych wzdłuż azymutu 120 i oddalonych od siebie o 160 - 180 m. Linie poszukiwawcze zorientowane są w poprzek uderzenia tamy i rurociągu gnojowicy, którym odprowadzane były odpady rudy, osadzane podrównolegle do korony zapory. W ten sposób linie poszukiwawcze zorientowane były również w poprzek złoża złóż technogenicznych. Wzdłuż linii poszukiwawczych spychacz pokonywał wykopy na głębokość 3-5 m, z których wykopy zostały wykopane na głębokość od 1 do 4 m. Głębokość wykopów i wykopów była ograniczona statecznością ścian wyrobisk . Doły w wykopach przebito 20 - 50 mw centralnej części złoża i po 100 m - na południowo-wschodnim skrzydle, na terenie dawnego osadnika (obecnie wyschniętego), z którego doprowadzano wodę do zakładów przetwórczych podczas eksploatacji zakładu.

Powierzchnia NTO wzdłuż granicy dystrybucyjnej wynosi 1015 tys. m2 (101,5 ha); wzdłuż osi długiej (wzdłuż doliny rzeki Baruń-Naryn) jest przedłużona na 1580 m, w kierunku poprzecznym (przy zaporze) jej szerokość wynosi 1050 m. W konsekwencji jeden wykop oświetla powierzchnię 12850 m, co odpowiada średniej sieci 130x100 m. wszystkie wyrobiska); powierzchnia sieci poszukiwawczej wynosiła średnio 90x100 m2. Na skrajnym południowo-wschodnim skrzydle, w miejscu dawnego osadnika w rejonie rozwoju osadów drobnoziarnistych – namułów, odwiercono 12 dołów (15% całości) o powierzchni ok. 370 tys. m (37% całkowitej powierzchni złoża technogenicznego); średnia powierzchnia sieci wynosiła tutaj 310x100 m2. W rejonie przejścia od piasków nierównoziarnistych do mułów, składających się z piasków pylastych, na powierzchni ok. 115 tys. m (11% powierzchni złoża technogenicznego) przepuszczono 8 dołów (10% liczba wyrobisk w złożu technogenicznym) a średnia powierzchnia sieci poszukiwawczej wyniosła 145x100 m. Badany odcinek przy złożu sztucznym wynosi 4,3 m, w tym na piaskach nierównoziarnistych -5,2 m, piaski pylaste - 2,1 m, muły -1,3 m. - 1115 m przy górnej części zapory, do 1146 - 148 m w części środkowej i do 1130-1135 m na południowo-wschodnim skrzydle. Łącznie zbadano 60 - 65% pojemności złoża technogenicznego. Rowy, doły, polany i nory są dokumentowane w M 1:50 -1:100 i badane z bruzdą o przekroju 0,1x0,05 m2 (1999) i 0,05x0,05 m2 (2000). Długość próbek bruzdowych wynosiła 1 m, waga 10 - 12 kg w 1999 roku. i 4 - 6 kg w 2000 roku. Łączna długość badanych odstępów w liniach poszukiwawczych wyniosła 338 m, generalnie biorąc pod uwagę rejony detalowania i poszczególne odcinki poza siecią 459 m. Masa pobranych próbek wyniosła 5 ton.

Próbki wraz z paszportem (charakterystyka rasy, numer próbki, produkcja i wykonawca) zostały zapakowane w worki polietylenowe, a następnie płócienne i wysłane do RAC Republiki Buriacji, gdzie zostały zważone, wysuszone, przeanalizowane na zawartość W03, i S (II) zgodnie z metodami NS AM. Poprawność analiz została potwierdzona porównywalnością wyników próbek zwykłych, grupowych (analizy RAC) i technologicznych (analizy TsNIGRI i VIMS). Wyniki analizy poszczególnych próbek technologicznych pobranych w OTO przedstawiono w Załączniku 1. Porównano statystycznie pod względem zawartości WO3 główne (OTO) i dwa boczne odpady (KhAT i ATO) Dzhida VMK za pomocą testu t-Studenta (patrz Załącznik 2) . Przy poziomie ufności 95% ustalono: - brak istotnej statystycznej różnicy w zawartości WO3 między prywatnymi próbami bocznych odpadów poflotacyjnych; - średnie wyniki próbkowania OTO pod względem zawartości WO3 w latach 1999 i 2000. należą do tej samej populacji ogólnej. W konsekwencji skład chemiczny głównego składowiska odpadów poflotacyjnych zmienia się w czasie nieznacznie pod wpływem wpływów zewnętrznych. Wszystkie zapasy GRT mogą być przetwarzane przy użyciu jednej technologii.; - średnie wyniki badań głównych i wtórnych odpadów poflotacyjnych pod względem zawartości WO3 istotnie różnią się od siebie. Dlatego konieczne jest opracowanie lokalnej technologii wzbogacania obejmującej minerały z bocznych odpadów przeróbczych.

Właściwości technologiczne surowców mineralnych

Ze względu na skład ziarnisty osady dzielą się na trzy typy osadów: piaski nierównoziarniste; piaski pylaste (pylaste); muły. Między tymi rodzajami opadów następują stopniowe przejścia. Bardziej wyraźne granice obserwuje się w grubości przekroju. Są one spowodowane naprzemiennym składem osadów o różnym składzie wielkościowym, różnym zabarwieniu (od ciemnozielonego do jasnożółtego i szarego) oraz różnym składzie materiałowym (niemetaliczna część skaleniowo-kwarcowa i siarczek z magnetytem, hematytem, wodorotlenkami żelaza i manganu) . Cała sekwencja składa się z warstw - od drobno do grubo warstw; ta ostatnia jest bardziej charakterystyczna dla osadów gruboziarnistych lub międzywarstw zasadniczo mineralizacji siarczkowej. Drobnoziarniste (frakcje pylaste, pylaste lub warstwy złożone z ciemnych - amfibol, hematyt, getyt) tworzą zwykle cienkie (pierwsze cm - mm) warstwy. Cała sekwencja osadów występuje podpoziomowo z przewagą 1-5 zapadu w północnych punktach. Piaski nierównoziarniste znajdują się w północno-zachodniej i środkowej części OTO, co wynika z ich sedymentacji w pobliżu źródła wyładowania – przewodu miazgi. Szerokość pasa piasków nierównoziarnistych wynosi 400-500 m, wzdłuż przebicia zajmują całą szerokość doliny - 900-1000 m. Kolor piasków jest szaro-żółty, żółto-zielony. Skład ziarnowy jest zmienny - od odmian drobnoziarnistych do gruboziarnistych, aż po soczewki żwirowe o grubości 5-20 cm i długości do 10-15 m. Piaski pylaste (pylaste) wyróżniają się w formie warstwa o grubości 7-10 m (grubość pozioma, wychodnia 110-120 m). Leżą pod nierównymi piaskami. Na odcinku stanowią warstwę warstwową o szarej, zielonkawo-szarej barwie z naprzemiennymi piaskami drobnoziarnistymi z przewarstwieniami mułu. Objętość mułów w sekcji piasków pylastych wzrasta w kierunku południowo-wschodnim, gdzie muły stanowią główną część sekcji.

Muły stanowią południowo-wschodnią część OTO i są reprezentowane przez drobniejsze cząstki odpadów po wzbogacaniu o barwie ciemnoszarej, ciemnozielonej, niebiesko-zielonej z przewarstwieniami szaro-żółtych piasków. Główną cechą ich struktury jest bardziej jednorodna, bardziej masywna faktura z mniej wyraźnym i mniej wyraźnym uwarstwieniem. Namuły zalegają piaski pylaste i zalegają u podstawy koryta – osady aluwialno-deluwialne. Charakterystykę granulometryczną surowców mineralnych OTO z rozmieszczeniem złota, wolframu, ołowiu, cynku, miedzi, fluorytu (wapnia i fluoru) według klas wielkości podano w tabeli. 2.8. Według analizy granulometrycznej większość materiału próbki OTO (około 58%) ma wielkość cząstek -1 + 0,25 mm, po 17% każda dzieli się na duże (-3 + 1 mm) i małe (-0,25 + 0,1) klasy mm. Udział materiału o wielkości cząstek poniżej 0,1 mm wynosi około 8%, z czego połowa (4,13%) przypada na klasę osadu -0,044 + 0 mm. Wolfram charakteryzuje się nieznaczną fluktuacją zawartości w klasach wielkości od -3+1 mm do -0,25+0,1 mm (0,04-0,05%) oraz gwałtownym wzrostem (do 0,38%) w klasie wielkości -0,1+ 0,044 mm. W klasie szlamu -0,044+0 mm zawartość wolframu jest zmniejszona do 0,19%. Akumulacja huebnerytu występuje tylko w materiałach małogabarytowych, czyli w klasie -0,1 + 0,044 mm. Tak więc 25,28% wolframu jest skoncentrowane w klasie -0,1 + 0,044 mm z wydajnością tej klasy około 4% i 37,58% w klasie -0,1 + 0 mm z wydajnością tej klasy 8,37%. Histogramy różniczkowe i całkowe rozkładu cząstek surowców mineralnych OTO według klas wielkości oraz histogramy bezwzględnego i względnego rozkładu W według klas wielkości surowców mineralnych OTO przedstawiono na ryc. 2.2. oraz 2.3. W tabeli. 2.9 przedstawia dane dotyczące impregnacji hubnerytu i schelitu w surowcach mineralnych OTO o początkowej wielkości i rozdrobnionych do - 0,5 mm.

W klasie -5 + 3 mm pierwotnego surowca mineralnego brak jest ziaren pobnerytu i schelitu oraz przerostów. W klasie -3+1 mm zawartość wolnych ziaren schelitu i hubnerytu jest dość wysoka (odpowiednio 37,2% i 36,1%). W klasie -1+0,5 mm obie mineralne formy wolframu występują w niemal równych ilościach, zarówno w postaci wolnych ziaren, jak i przerostów. W klasach cienkich -0,5 + 0,25, -0,25 + 0,125, -0,125 + 0,063, -0,063 + 0 mm zawartość wolnych ziaren schelitu i hubnerytu jest znacznie wyższa niż zawartość przerostów (zawartość przerostów waha się od 11,9 do 3, 0%) Graniczna jest klasa wielkości -1+0,5 mm, a zawartość wolnych ziaren schelitu i hubnerytu oraz ich przerostów jest w niej praktycznie taka sama. Na podstawie danych w tabeli. 2,9 można stwierdzić, że konieczna jest klasyfikacja odtłuszczonych surowców mineralnych OTO według wielkości 0,1 mm i oddzielne wzbogacanie otrzymanych klas. Z dużej klasy konieczne jest rozdzielenie wolnych ziaren na koncentrat, a odpadki zawierające przerosty należy poddać przemieleniu. Pokruszone i odszlamiane odpady poflotacyjne należy łączyć z odszlamionymi gatunkami -0,1+0,044 pierwotnych surowców mineralnych i kierować do operacji grawitacyjnej II w celu wyekstrahowania drobnych ziaren schelitu i pobnerytu na śrutę.

2.3.2 Badanie możliwości separacji radiometrycznej surowców mineralnych w wielkości początkowej Separacja radiometryczna to proces wielkogabarytowej separacji rud według zawartości cennych składników, oparty na selektywnym oddziaływaniu różnych rodzajów promieniowania na właściwości minerałów i pierwiastków chemicznych. Znanych jest ponad dwadzieścia metod wzbogacania radiometrycznego; najbardziej obiecujące z nich to radiometria rentgenowska, luminescencyjna rentgenowska, rezonans radiowy, fotometryczna, autoradiometryczna i absorpcja neutronów. Za pomocą metod radiometrycznych rozwiązywane są następujące problemy technologiczne: wstępne wzbogacanie z usunięciem skały płonnej z rudy; dobór odmian technologicznych, odmian z późniejszym wzbogacaniem według odrębnych schematów; izolacja produktów nadających się do obróbki chemicznej i metalurgicznej. Ocena zmywalności radiometrycznej obejmuje dwa etapy: badanie właściwości rud oraz eksperymentalne wyznaczanie parametrów technologicznych wzbogacania. W pierwszym etapie badane są następujące główne właściwości: zawartość cennych i szkodliwych składników, rozkład uziarnienia, jedno- i wieloskładnikowy kontrast rudy. Na tym etapie ustalana jest podstawowa możliwość zastosowania wzbogacania radiometrycznego, wyznaczane są graniczne wskaźniki separacji (na etapie badania kontrastu), dobierane są metody i cechy separacji, oceniana jest ich skuteczność, wyznaczane są teoretyczne wskaźniki separacji oraz schemat ideowy wzbogacania radiometrycznego, z uwzględnieniem specyfiki późniejszej technologii przetwarzania. W drugim etapie określane są tryby i praktyczne wyniki separacji, przeprowadzane są rozszerzone badania laboratoryjne schematu wzbogacania radiometrycznego, racjonalna wersja schematu jest wybierana na podstawie porównania technicznego i ekonomicznego połączonej technologii (z separacją radiometryczną na początku procesu) z podstawową (tradycyjną) technologią.

W każdym przypadku masę, wielkość i liczbę próbek technologicznych ustala się w zależności od właściwości rudy, cech strukturalnych złoża oraz metod jego eksploracji. Zawartość cennych składników oraz równomierność ich rozmieszczenia w masie rudy są decydującymi czynnikami w stosowaniu wzbogacania radiometrycznego. Na wybór metody wzbogacania radiometrycznego ma wpływ obecność pierwiastków domieszkowych izomorficznie związanych z minerałami użytecznymi, a w niektórych przypadkach pełniących rolę wskaźników, a także zawartość zanieczyszczeń szkodliwych, które również mogą być wykorzystane do tych celów.

Optymalizacja schematu przetwarzania GR

W związku z udziałem w ostatnich latach rud niskogatunkowych o zawartości wolframu 0,3-0,4%, wielostopniowe schematy wzbogacania kombinowanego oparte na połączeniu grawitacji, flotacji, separacji magnetycznej i elektrycznej, chemicznego wykańczania flotacji niskogatunkowej koncentraty itp. stały się powszechne. Zagadnieniom doskonalenia technologii wzbogacania rud niskogatunkowych poświęcony był specjalny Kongres Międzynarodowy w 1982 roku w San Francisco. Analiza schematów technologicznych działających przedsiębiorstw wykazała, że w przygotowaniu rudy rozpowszechniły się różne metody wstępnego zagęszczania: sortowanie fotometryczne, wstępne osadzanie, wzbogacanie w media ciężkie, separacja magnetyczna mokra i sucha. W szczególności sortowanie fotometryczne jest skutecznie stosowane u jednego z największych dostawców produktów wolframowych – w Mount Corbine w Australii, który przetwarza rudy o zawartości wolframu 0,09% w dużych chińskich fabrykach – Taishan i Xihuashan.

Do wstępnego zatężania składników rudy w ciężkich mediach stosuje się wysokowydajne urządzenia Dinavirpul firmy Sala (Szwecja). Zgodnie z tą technologią materiał jest klasyfikowany i klasa +0,5 mm jest wzbogacona w medium ciężkie, reprezentowane przez mieszaninę żelazokrzemu. Niektóre fabryki stosują separację magnetyczną na sucho i na mokro jako wstępne zatężanie. Tak więc w zakładzie Emerson w USA do separacji zawartego w rudzie pirotytu i magnetytu stosuje się separację magnetyczną na mokro, a w zakładzie Uyudag w Turcji gatunek - 10 mm poddawany jest mieleniu na sucho i separacji magnetycznej w separatorach o niskiej Intensywność magnetyczna do oddzielenia magnetytu, a następnie wzbogacona w separatory o wysokim napięciu w celu oddzielenia granatu. Dalsze wzbogacanie obejmuje zagęszczanie na stanowisku, flotację grawitacyjną i flotację schelitową. Przykładem zastosowania wielostopniowych schematów kombinowanych do wzbogacania ubogich rud wolframu, zapewniających produkcję koncentratów wysokiej jakości, są schematy technologiczne stosowane w fabrykach w ChRL. Tak więc w zakładzie Taishan o wydajności 3000 ton / dzień dla rudy przetwarzany jest materiał wolframitowo-scheelitowy o zawartości wolframu 0,25%. Oryginalna ruda poddawana jest sortowaniu ręcznemu i fotometrycznemu z usunięciem na składowisko 55% skały płonnej. Dalsze wzbogacanie odbywa się na maszynach jigujących i stołach koncentracyjnych. Otrzymane koncentraty surowcowo-grawitacyjne są korygowane metodami flotacji grawitacyjnej i flotacji. Fabryki Xihuashan, które przetwarzają rudy o stosunku wolframitu do schelitu 10:1, stosują podobny cykl grawitacyjny. Koncentrat ciągu grawitacyjnego podawany jest do flotacji grawitacyjnej i flotacyjnej, dzięki czemu usuwane są siarczki. Następnie przeprowadza się separację magnetyczną na mokro produktu komory w celu wyizolowania minerałów wolframitu i ziem rzadkich. Frakcja magnetyczna jest kierowana do separacji elektrostatycznej, a następnie flotacji wolframitu. Frakcja niemagnetyczna wchodzi do flotacji siarczków, a ogony flotacyjne poddaje się separacji magnetycznej w celu uzyskania koncentratów schelitu i kasyterytu-wolframitu. Całkowita zawartość WO3 wynosi 65% przy ekstrakcji 85%.

Następuje wzrost wykorzystania procesu flotacji w połączeniu z rafinacją chemiczną powstałych słabych koncentratów. W Kanadzie w zakładzie Mount Pleasant do wzbogacania złożonych rud wolframowo-molibdenowych przyjęto technologię flotacji obejmującą flotację siarczków, molibdenitu i wolframitu. Podczas głównej flotacji siarczków odzyskuje się miedź, molibden, ołów i cynk. Koncentrat jest oczyszczany, drobno zmielony, poddawany parowaniu i kondycjonowaniu siarczkiem sodu. Koncentrat molibdenu jest oczyszczany i poddawany ługowaniu kwasem. Odpady poflotacyjne siarczków poddaje się działaniu fluorosilikonu sodu w celu obniżenia minerałów skały płonnej, a wolframit flotuje się kwasem fosforoorganicznym, po czym następuje ługowanie otrzymanego koncentratu wolframitu kwasem siarkowym. W zakładzie Kantung (Kanada) proces flotacji schelitu komplikuje obecność talku w rudzie, dlatego wprowadzany jest pierwotny cykl flotacji talku, a następnie flotacja minerałów miedzi i pirotytu. Odpady poflotacyjne poddaje się wzbogacaniu grawitacyjnemu w celu uzyskania dwóch koncentratów wolframu. Odpady grawitacyjne są kierowane do cyklu flotacji schelitu, a powstały koncentrat flotacyjny jest traktowany kwasem solnym. W zakładzie Ikssheberg (Szwecja) zastąpienie układu grawitacyjno-flotacyjnego układem czysto flotacyjnym pozwoliło na otrzymanie koncentratu schelitowego o zawartości 68-70% WO3 z odzyskiem 90% (wg. flotacji, odzysk wyniósł 50%). W ostatnim czasie wiele uwagi poświęcono udoskonaleniu technologii ekstrakcji minerałów wolframu z osadów w dwóch głównych obszarach: grawitacyjne wzbogacanie osadów w nowoczesnych zagęszczaczach wielopoziomowych (podobne do wzbogacania osadów zawierających cynę) z późniejszym uszlachetnianiem koncentratu przez flotację i wzbogacanie w mokrych separatorach magnetycznych o wysokim natężeniu pola magnetycznego (do szlamów wolframitowych).

Przykładem zastosowania technologii łączonej są fabryki w Chinach. Technologia obejmuje zagęszczanie szlamu do 25-30% części stałych, flotację siarczkową, wzbogacanie odpadów przeróbczych w separatorach odśrodkowych. Otrzymany surowy koncentrat (zawartość WO3 24,3% z odzyskiem 55,8%) jest podawany do flotacji wolframitu z zastosowaniem kwasu fosforoorganicznego jako kolektora. Koncentrat flotacyjny zawierający 45% WO3 poddaje się separacji magnetycznej na mokro w celu uzyskania koncentratów wolframitu i cyny. Według tej technologii z osadu o zawartości 0,3-0,4% WO3 z odzyskiem 61,6% otrzymuje się koncentrat wolframitu o zawartości 61,3% WO3. Tak więc schematy technologiczne wzbogacania rud wolframu mają na celu zwiększenie złożoności wykorzystania surowców i rozdzielenie wszystkich powiązanych cennych składników na niezależne rodzaje produktów. Tak więc w fabryce Kuda (Japonia) podczas wzbogacania złożonych rud uzyskuje się 6 produktów rynkowych. W celu określenia możliwości dodatkowego wydobycia użytecznych składników z nieświeżych odpadów w połowie lat 90-tych. w TsNIGRI badano próbkę technologiczną o zawartości tritlenku wolframu 0,1%. Ustalono, że głównym cennym składnikiem odpadów jest wolfram. Zawartość metali nieżelaznych jest dość niska: miedź 0,01-0,03; ołów - 0,09-0,2; cynk -0,06-0,15%, w próbce nie znaleziono złota i srebra. Przeprowadzone badania wykazały, że dla pomyślnej ekstrakcji trójtlenku wolframu konieczne będą znaczne koszty przemiału odpadów, a na tym etapie ich zaangażowanie w przetwarzanie nie jest obiecujące.

Schemat technologiczny przeróbki minerałów, który obejmuje dwa lub więcej urządzeń, zawiera wszystkie charakterystyczne cechy złożonego obiektu, a optymalizacja schematu technologicznego może być najwyraźniej głównym zadaniem analizy systemowej. W rozwiązaniu tego problemu można wykorzystać prawie wszystkie wcześniej rozważane metody modelowania i optymalizacji. Jednak struktura obwodów koncentratorów jest tak złożona, że należy rozważyć dodatkowe techniki optymalizacji. Rzeczywiście, w przypadku obwodu składającego się z co najmniej 10-12 urządzeń trudno jest zaimplementować konwencjonalny eksperyment czynnikowy lub przeprowadzić wielokrotne nieliniowe przetwarzanie statystyczne. Obecnie nakreślono kilka sposobów optymalizacji obwodów, ewolucyjny sposób podsumowania nagromadzonego doświadczenia i podjęcia kroku w pomyślnym kierunku zmiany obwodu.

Półprzemysłowe testowanie opracowanego schematu technologicznego wzbogacania ogólnej teorii względności i zakładu przemysłowego

Badania przeprowadzono w okresie październik-listopad 2003 r. W trakcie badań w ciągu 24 godzin przetworzono 15 ton wyjściowych surowców mineralnych. Wyniki badań opracowanego schematu technologicznego przedstawiono na ryc. 3.4 i 3.5 oraz w tabeli. 3.6. Widać, że wydajność kondycjonowanego koncentratu wynosi 0,14%, zawartość 62,7% przy ekstrakcji WO3 49,875%. Wyniki analizy spektralnej reprezentatywnej próbki otrzymanego koncentratu podano w tabeli. 3.7, potwierdzić, że koncentrat W III separacji magnetycznej jest kondycjonowany i odpowiada klasie KVG (T) GOST 213-73 „Wymagania techniczne (skład,%) dla koncentratów wolframu otrzymywanych z rud zawierających wolfram”. Dlatego też opracowany schemat technologiczny wydobycia W z nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK może być zalecany do zastosowań przemysłowych, a nieświeże odpady przerabiane są na dodatkowe przemysłowe surowce mineralne Dzhida VMK.

Do przemysłowego przerobu nieświeżych odpadów według opracowanej technologii przy Q = 400 t/h opracowano wykaz urządzeń, które podane w klasie -0,1 mm należy wykonać na wirówce KNELSON z okresowym wyładunkiem koncentrować się. W ten sposób ustalono, że najskuteczniejszym sposobem ekstrakcji WO3 z RTO o wielkości cząstek -3 + 0,5 mm jest separacja ślimakowa; z klas wielkości -0,5+0,1 i -0,1+0 mm oraz rozdrobnione do -0,1 mm odpady pierwotnego wzbogacania – separacja wirówkowa. Podstawowe cechy technologii przetwarzania nieświeżych odpadów przeróbczych Dzhida VMK są następujące: 1. Konieczna jest wąska klasyfikacja wsadu przesyłanego do pierwotnego wzbogacenia i rafinacji; 2. Przy wyborze metody pierwotnego wzbogacenia klas o różnej wielkości wymagane jest indywidualne podejście; 3. Uzyskanie odpadów przeróbczych jest możliwe przy pierwotnym wzbogaceniu najdrobniejszej paszy (-0,1 + 0,02 mm); 4. Wykorzystanie operacji hydrocyklonu do łączenia operacji odwadniania i zaklejania. Odpływ zawiera cząstki o wielkości cząstek -0,02 mm; 5. Kompaktowe rozmieszczenie sprzętu. 6. Rentowność schematu technologicznego (ZAŁĄCZNIK 4), produktem końcowym jest kondycjonowany koncentrat spełniający wymagania GOST 213-73.

Kisielew, Michaił Juriewicz

Rudy wolframu w naszym kraju były przetwarzane w dużych GOK-ach (Orłowski, Lermontowski, Tyrnauzski, Primorski, Dzhidinsky VMK) zgodnie z klasycznymi obecnie schematami technologicznymi z wielostopniowym mieleniem i wzbogacaniem materiału podzielonego na wąskie klasy wielkości, z reguły na dwie cykle: pierwotne wzbogacanie grawitacyjne i dostrajanie koncentratów wstępnych różnymi metodami. Wynika to z niskiej zawartości wolframu w przerabianych rudach (0,1-0,8% WO3) oraz wysokich wymagań jakościowych dla koncentratów. Pierwotne wzbogacanie dla rud gruborozsypanych (minus 12+6 mm) przeprowadzono metodą osadzania, a dla rud średnio-, drobno- i drobno rozsypanych (minus 2+0,04 mm) zastosowano aparaty ślimakowe o różnych modyfikacjach i wielkościach.

W 2001 roku zaprzestały działalności zakłady wolframowo-molibdenowe Dżida (Buriacja, Zakamieńsk), które zakumulowały po sobie wielomilionowe złoże wolframu technogenicznego Barun-Naryn. Od 2011 r. Zakamensk CJSC przetwarza to złoże w modułowym zakładzie przetwórczym.

Schemat technologiczny opierał się na dwustopniowym wzbogacaniu na koncentratorach wirówkowych Knelsona (CVD-42 dla operacji zasadniczej i CVD-20 dla operacji oczyszczania), przemiału śruty oraz flotacji koncentratu luzem grawitacyjnego w celu uzyskania koncentratu klasy KVGF. W trakcie eksploatacji odnotowano szereg czynników w pracy koncentratorów Knelsona, które negatywnie wpływają na ekonomiczną wydajność przerobu piasku, a mianowicie:

Wysokie koszty eksploatacji, m.in. koszty energii oraz koszt części zamiennych, co przy oddaleniu produkcji od mocy wytwórczych i zwiększonym koszcie energii elektrycznej, czynnik ten ma szczególne znaczenie;

Niski stopień wydobycia minerałów wolframu do koncentratu grawitacyjnego (około 60% operacji);

Złożoność pracy tego urządzenia: przy wahaniach składu materiałowego wzbogacanych surowców koncentratory odśrodkowe wymagają ingerencji w ustawienia procesowe i eksploatacyjne (zmiany ciśnienia wody fluidyzacyjnej, prędkości obrotowej misy wzbogacania), co prowadzi do wahań cech jakościowych otrzymywanych koncentratów grawitacyjnych;

Znaczne oddalenie producenta, a co za tym idzie długi czas oczekiwania na części zamienne.

W poszukiwaniu alternatywnej metody koncentracji grawitacyjnej firma Spirit przeprowadziła testy laboratoryjne tej technologii separacja śrub z wykorzystaniem przemysłowych separatorów ślimakowych SVM-750 i SVSH-750 produkcji LLC PK Spirit. Wzbogacanie odbywało się w dwóch operacjach: głównej i kontrolnej z odbiorem trzech produktów wzbogacania – koncentratu, śruty i przeróbki. Wszystkie produkty wzbogacania uzyskane w wyniku eksperymentu zostały przeanalizowane w laboratorium ZAO Zakamensk. Najlepsze wyniki prezentuje tabela. jeden.

Tabela 1. Wyniki separacji ślimaków w warunkach laboratoryjnych

Uzyskane dane wykazały możliwość zastosowania separatorów ślimakowych zamiast koncentratorów Knelsona w operacji pierwotnego wzbogacania.

Kolejnym krokiem było przeprowadzenie półprzemysłowych testów na istniejącym schemacie wzbogacania. Zmontowano pilotażową instalację półprzemysłową z urządzeniami śrubowymi SVSH-2-750, które zainstalowano równolegle z koncentratorami Knelson CVD-42. Wzbogacanie przeprowadzono w jednej operacji, powstałe produkty przesyłano dalej według schematu działającej instalacji wzbogacania, a pobieranie próbek odbywało się bezpośrednio z procesu wzbogacania bez zatrzymywania pracy urządzenia. Wskaźniki testów półprzemysłowych przedstawiono w tabeli. 2.

Tabela 2. Wyniki porównawczych badań półprzemysłowych aparatów śrubowych i koncentratorów odśrodkowychknelson

Wskaźniki	Źródło żywienia	Koncentrować się
Wskaźniki	Źródło żywienia


Powrót do zdrowia, %

Wyniki pokazują, że wzbogacanie piasków jest bardziej efektywne na aparatach ślimakowych niż na koncentratorach odśrodkowych. Przekłada się to na niższą wydajność koncentratu (16,87% w porównaniu do 32,26%) ze wzrostem odzysku (83,13% w porównaniu z 67,74%) w koncentrat mineralny wolframu. Skutkuje to wyższą jakością koncentratu WO3 (0,9% w porównaniu do 0,42%),

Kasyteryt SnO 2- główny przemysłowy minerał cyny, który występuje w cynonośnych podkładkach i rudach skalnych. Zawartość w nim cyny wynosi 78,8%. Kasyteryt ma gęstość 6900…7100 kg/t i twardość 6…7. Głównymi zanieczyszczeniami w kasyterycie są żelazo, tantal, niob, a także tytan, mangan, świnie, krzem, wolfram itp. Od tych zanieczyszczeń zależą właściwości fizykochemiczne kasyterytu, na przykład podatność magnetyczna i jego aktywność flotacyjna.

Stannin Cu 2 S FeS SnS 4- minerał siarczku cyny, choć po kasyterycie jest najpowszechniejszym minerałem, nie ma wartości przemysłowej, po pierwsze dlatego, że ma niską zawartość cyny (27...29,5%), a po drugie obecność w nim siarczków miedzi i żelaza komplikuje metalurgiczną obróbkę koncentratów, a po trzecie bliskość właściwości flotacyjnych ramy do siarczków utrudnia ich rozdzielanie podczas flotacji. Skład koncentratów cyny otrzymywanych w zakładach koncentracyjnych jest inny. Koncentraty grawitacyjne zawierające zaledwie 60% cyny są uwalniane z bogatych w cynę podkładów, a koncentraty osadów otrzymywane zarówno metodą grawitacyjną, jak i flotacyjną mogą zawierać od 15 do 5% cyny.

Złoża zawierające cynę dzielą się na osady cynowe i pierwotne. Aluwialny złoża cyny są głównym źródłem światowego wydobycia cyny. Około 75% światowych rezerw cyny koncentruje się w placerach. Rdzenny Złoża cyny mają złożony skład materiałowy, w zależności od tego, czy dzielą się one na kwarc-kasyteryt, siarczek-kwarc-kasyteryt i siarczek-kasyteryt.

Rudy kwarcowo-kasyterytowe są zwykle złożonymi rudami cynowo-wolframowymi. Kasyteryt w tych rudach jest reprezentowany przez gruboziarniste, średnio i drobno rozproszone kryształy w kwarcu (od 0,1 do 1 mm lub więcej). Oprócz kwarcu i kasyterytu rudy te zwykle zawierają skaleń, turmalin, miki, wolframit lub schelit oraz siarczki. W rudach siarczkowo-kasyterytowych dominują siarczki - piryt, pirotyn, arsenopiryt, galena, sfaleryt i stanina. Zawiera również minerały żelaza, chloryt i turmalin.

Układarki i rudy cyny wzbogacane są głównie metodami grawitacyjnymi przy użyciu maszyn osadzarkowych, stołów zagęszczających, separatorów ślimakowych i zamków. Placery są zwykle znacznie łatwiejsze do wzbogacenia metodami grawitacyjnymi niż rudy z pierwotnych złóż, ponieważ. nie wymagają kosztownych procesów kruszenia i mielenia. Dostrajanie surowych koncentratów grawitacyjnych odbywa się za pomocą metod magnetycznych, elektrycznych i innych.

Wzbogacanie zamków stosuje się, gdy wielkość ziarna kasyterytu jest większa niż 0,2 mm, ponieważ mniejsze ziarna są słabo łapane na śluzach, a ich wydobycie nie przekracza 50…60%. Wydajniejszymi urządzeniami są jigging maszyny, które są instalowane do pierwotnego wzbogacania i pozwalają wydobyć do 90% kasyterytu. Dostrajanie surowych koncentratów odbywa się na tabelach stężeń (ryc. 217).

Ryc. 217. Schemat wzbogacania podkładek cyny

Pierwotne wzbogacanie placerów odbywa się również na pogłębiarkach, w tym morskich, gdzie przesiewacze bębnowe z otworami 6 ... Aby wzbogacić podwymiarowy produkt sit, stosuje się jigging o różnych konstrukcjach, najczęściej ze sztucznym łożem. Instalowane są również bramy. Koncentraty pierwotne poddawane są operacjom czyszczenia na maszynach jigujących. Wykańczanie z reguły odbywa się na przybrzeżnych stacjach wykończeniowych. Ekstrakcja kasyterytu z placerów wynosi zwykle 90…95%.

Wzbogacanie pierwotnych rud cyny, które wyróżnia złożoność składu materiałowego i nierównomierne rozprzestrzenienie kasyterytu, odbywa się według bardziej skomplikowanych wielostopniowych schematów z wykorzystaniem nie tylko metod grawitacyjnych, ale także flotacji grawitacyjnej, flotacji i separacji magnetycznej.

Przygotowując rudy cyny do wzbogacania należy wziąć pod uwagę zdolność kasyterytu do szlamu ze względu na jego wielkość. Ponad 70% strat cyny podczas wzbogacania jest spowodowany przez osadzony kasyteryt, który odprowadzany jest drenami z aparatów grawitacyjnych. Dlatego mielenie rud cyny odbywa się w młynach prętowych, które pracują w cyklu zamkniętym z sitami. W niektórych fabrykach na początku procesu stosuje się wzbogacanie w ciężkie zawiesiny, co umożliwia oddzielenie do 30...35% minerałów skalnych macierzystych w składowiskach odpadów, zmniejszenie kosztów mielenia i zwiększenie odzysku cyny.

W celu wyizolowania gruboziarnistego kosmiterytu w głowicy procesu stosuje się osadzarkę o wielkości nadawy od 2…3 do 15…20 mm. Niekiedy zamiast osadzarek o wielkości materiału minus 3 + 0,1 mm instalowane są separatory ślimakowe, a przy wzbogacaniu materiału o wielkości 2...0,1 mm stosuje się tabele stężeń.

W przypadku rud o nierównomiernym rozprowadzaniu kasyterytu stosuje się schematy wielostopniowe z sekwencyjnym przemiałem nie tylko odpadów poflotacyjnych, ale także ubogich koncentratów i śrut. W rudzie cyny, wzbogaconej zgodnie ze schematem przedstawionym na ryc. 218, kasyteryt ma wielkość cząstek od 0,01 do 3 mm.

Ryż. 218. Schemat grawitacyjnego wzbogacania pierwotnych rud cyny

Ruda zawiera również tlenki żelaza, siarczki (arsenopiryt, chalkopiryt, piryt, stanina, galena), wolframit. Część niemetaliczną reprezentują kwarc, turmalin, chloryt, serycyt i fluoryt.

Pierwszy etap wzbogacania przeprowadzany jest w maszynach jigujących o uziarnieniu 90% minus 10 mm z uwolnieniem koncentratu cyny gruboziarnistej. Następnie po przemieleniu odpadów pierwszego stopnia wzbogacania i klasyfikacji hydraulicznej według równomiernego spadku, na tablicach stężeń przeprowadza się wzbogacanie. Koncentrat cyny otrzymany według tego schematu zawiera 19...20% cyny o ekstrakcji 70...85% i jest wysyłany do wykańczania.

Podczas wykańczania z grubych koncentratów cyny usuwane są minerały siarczkowe, minerały skał macierzystych, co pozwala na zwiększenie zawartości cyny do normy.

Grubo rozpowszechnione minerały siarczkowe o wielkości cząstek 2…4 mm są usuwane metodą flotacji grawitacyjnej na stołach stężeń, przed którymi koncentraty są poddawane obróbce kwasem siarkowym (1,2…1,5 kg/t), ksantogenianem (0,5 kg/t) i naftą ( 1…2 kg/t).t).

Kasyteryt jest odzyskiwany z szlamu o koncentracji grawitacyjnej przez flotację przy użyciu selektywnych kolektorów i depresantów. W przypadku rud o złożonym składzie mineralnym, zawierających znaczne ilości turmalinu, wodorotlenków żelaza, zastosowanie kolektorów kwasów tłuszczowych umożliwia uzyskanie ubogich koncentratów cyny zawierających nie więcej niż 2-3% cyny. Dlatego przy flotacji kasyterytu stosuje się takie selektywne kolektory jak Asparal-F lub aerozol-22 (bursztyniany), kwasy fosfonowe i odczynnik IM-50 (kwasy alkilohydroksamowe i ich sole). Szkło wodne i kwas szczawiowy są używane do obniżania minerałów skał macierzystych.

Przed flotacją kasyterytu materiał o wielkości cząstek minus 10–15 µm jest usuwany ze szlamu, a następnie flotuje się siarczki, z których odpadków przy pH 5, gdy kwas szczawiowy, płynne szkło i odczynnik Asparal-F (140–150) g/t) są podawane jako kolektor, kasyteryt jest flotowany (ryc. 219). Otrzymany koncentrat flotacyjny zawiera do 12% cyny przy ekstrakcji do 70...75% cyny z operacji.

Czasami do ekstrakcji kasyterytu z szlamu stosuje się śluzy orbitalne Bartles-Moseley i koncentratory Bartles-Crosbelt. Uzyskane na tych urządzeniach surowe koncentraty, zawierające 1...2,5% cyny, kierowane są do obróbki wykańczającej na stoły zagęszczania szlamu przy produkcji handlowych szlamowych koncentratów cyny.

Wolfram w rudach jest reprezentowany przez szerszy zakres minerałów o znaczeniu przemysłowym niż cyna. Spośród 22 znanych obecnie minerałów wolframu, cztery są głównymi: wolframit (Fe,Mn)WO 4(gęstość 6700 ... 7500 kg / m 3), hubneryt MnWO 4(gęstość 7100 kg/m3), ferberyt FeW 4(gęstość 7500 kg/m3) i schelite CaWO 4(gęstość 5800...6200 kg/m3). Oprócz tych minerałów znaczenie praktyczne ma molibdoscheelit, który jest schelitem i izomorficzną domieszką molibdenu (6...16%). Wolframit, hübneryt i ferberyt to minerały słabo magnetyczne, które jako zanieczyszczenia zawierają magnez, wapń, tantal i niob. Wolframit jest często znajdowany w rudach wraz z kasyterytem, molibdenitem i minerałami siarczkowymi.

Przemysłowe typy rud zawierających wolfram obejmują kwarc żyłkowy-wolframit i kwarc-kasyteryt-wolframit, magazyn, skarn i aluwial. w depozytach żyła rodzaj zawierają wolframit, hubneryt i schelit, a także minerały molibdenu, piryt, chalkopiryt, cynę, arsen, bizmut i minerały złota. W zapasy W złożach zawartość wolframu jest 5 ... 10 razy mniejsza niż w złożach żylnych, ale mają one duże rezerwy. W skarnowie rudy, obok wolframu, reprezentowanego głównie przez schelit, zawierają molibden i cynę. Aluwialny Złoża wolframu mają niewielkie rezerwy, ale odgrywają znaczącą rolę w wydobyciu wolframu.Przemysłowa zawartość trójtlenku wolframu w placerach (0,03...0,1%) jest znacznie niższa niż w rudach pierwotnych, ale ich rozwój jest znacznie prostszy i ekonomiczniejszy bardziej opłacalny. Te placery, wraz z wolframitem i schelitem, zawierają również kasyteryt.

Jakość koncentratów wolframu zależy od składu materiałowego wzbogaconej rudy oraz wymagań, jakie mają do nich zastosowanie w różnych gałęziach przemysłu. Tak więc do produkcji żelazowolframu koncentrat musi zawierać co najmniej 63% WO3 koncentrat wolframitu-huebnerytu do produkcji stopów twardych musi zawierać co najmniej 60% WO3. Koncentraty Scheelite zazwyczaj zawierają 55% WO3. Głównymi szkodliwymi zanieczyszczeniami w koncentratach wolframu są krzemionka, fosfor, siarka, arsen, cyna, miedź, ołów, antymon i bizmut.

Podkłady i rudy wolframu są wzbogacane, podobnie jak cyny, w dwóch etapach - pierwotnego wzbogacania grawitacyjnego i rafinacji surowych koncentratów różnymi metodami. Przy niskiej zawartości trójtlenku wolframu w rudzie (0,1...0,8%) i wysokich wymaganiach co do jakości koncentratów, całkowity stopień wzbogacenia wynosi od 300 do 600. Ten stopień wzbogacenia można osiągnąć tylko poprzez połączenie różnych metod , od grawitacji do flotacji.

Ponadto wolframity i rudy pierwotne zawierają zwykle inne minerały ciężkie (kasyteryt, tantalit-kolumbit, magnetyt, siarczki), dlatego podczas wzbogacania grawitacji pierwotnej uwalniany jest zbiorczy koncentrat zawierający od 5 do 20% WO 3 . Przy wykańczaniu tych zbiorczych koncentratów uzyskuje się standardowe koncentraty monomineralne, do których stosuje się flotację grawitacyjną i flotację siarczków, separację magnetyczną magnetytu i wolframitu. Możliwe jest również zastosowanie separacji elektrycznej, wzbogacania na stołach stężeniowych, a nawet flotacji minerałów ze skał przemieszczeniowych.

Wysoka gęstość minerałów wolframu umożliwia efektywne wykorzystanie grawitacyjnych metod wzbogacania ich wydobycia: w ciężkich zawiesinach, na osadzarkach, stołach stężeniowych, separatorach ślimakowych i strumieniowych. We wzbogacaniu, a zwłaszcza w rafinacji zbiorczych koncentratów grawitacyjnych, szeroko stosowana jest separacja sagnitu. Wolframit ma właściwości magnetyczne i dlatego oddziela się w silnym polu magnetycznym, na przykład od niemagnetycznego kasyterytu.

Oryginalna ruda wolframu, podobnie jak ruda cyny, jest kruszona do cząstek o wielkości minus 12 + 6 mm i wzbogacana osadzaniem, podczas którego uwalniany jest grubo rozprzestrzeniony wolframit i część odpadów z zawartością trójtlenku wolframu. Po osadzeniu ruda jest podawana do młynów prętowych w celu przemiału, w którym jest kruszona do miałkości minus 2+0,5 mm. Aby uniknąć nadmiernego tworzenia się osadu, mielenie odbywa się w dwóch etapach. Ruda po kruszeniu poddawana jest klasyfikacji hydraulicznej z wypuszczeniem szlamu i wzbogaceniem frakcji piasku na stołach stężeniowych. Śruta i przeróbka uzyskana na stołach jest rozdrabniana i przesyłana na stoły koncentracyjne. Odpady są również następnie rozdrabniane i wzbogacane na stołach koncentracyjnych. Praktyka wzbogacania pokazuje, że ekstrakcja wolframitu, hübnerytu i ferberytu metodami grawitacyjnymi sięga 85%, podczas gdy schelit, skłaniający się do osadów, jest wydobywany grawitacyjnie tylko w 55…70%.

Przy wzbogacaniu drobno rozsianych rud wolframitu zawierających tylko 0,05...0,1% trójtlenku wolframu stosuje się flotację.

Flotacja jest szczególnie szeroko stosowana do ekstrakcji szeelitu z rud skarnowych, które zawierają kalcyt, dolomit, fluoryt i baryt, flotowanych przez tych samych kolektorów co szeelit.

Kolektory we flotacji rud szeelitu to kwasy tłuszczowe typu oleinowego, które stosuje się w temperaturze co najmniej 18…20°C w postaci emulsji przygotowanej w miękkiej wodzie. Często kwas oleinowy jest zmydlany w gorącym roztworze sody kalcynowanej w stosunku 1:2 przed wprowadzeniem do procesu. Zamiast kwasu oleinowego stosuje się również olej talowy, kwasy naftenowe i tym podobne.

Bardzo trudno jest oddzielić schelit od minerałów ziem alkalicznych zawierających tlenki wapnia, baru i żelaza przez flotację. Scheelit, fluoryt, apatyt i kalcyt zawierają kationy wapnia w sieci krystalicznej, które zapewniają chemiczną sorpcję kolektora kwasów tłuszczowych. Dlatego też selektywna flotacja tych minerałów ze schelitu jest możliwa w wąskich zakresach pH przy użyciu depresantów, takich jak płynne szkło, krzemofluorek sodu, soda, kwas siarkowy i fluorowodorowy.

Działanie depresyjne ciekłego szkła podczas flotacji minerałów zawierających wapń kwasem oleinowym polega na desorpcji mydeł wapniowych utworzonych na powierzchni minerałów. Jednocześnie zdolność flotacji schelitu nie zmienia się, podczas gdy zdolność flotacji innych minerałów zawierających wapń gwałtownie się pogarsza. Podwyższenie temperatury do 80...85°C skraca czas kontaktu pulpy z roztworem ciekłego szkła z 16 godzin do 30...60 minut. Zużycie szkła płynnego wynosi około 0,7 kg/t. Proces selektywnej flotacji schelitu, pokazany na ryc. 220, wykorzystujący proces parowania z ciekłym szkłem, nazywa się metodą Pietrowa.

Ryż. 220. Schemat flotacji schelitu z rud wolframowo-molibdenowych przy użyciu

dostrajanie według metody Pietrowa

Koncentrat głównej flotacji schelitu, która odbywa się w temperaturze 20°C w obecności kwasu oleinowego, zawiera 4...6% trójtlenek wolframu i 38...45% tlenek wapnia w postaci kalcytu, fluoryt i apatyt. Koncentrat zagęszcza się do 50-60% ciała stałego przed parowaniem. Parzenie odbywa się sekwencyjnie w dwóch kadziach w 3% roztworze płynnego szkła w temperaturze 80 ... 85 ° C przez 30 ... 60 minut. Po parowaniu operacje czyszczenia przeprowadza się w temperaturze 20 ... 25 ° C. Otrzymany koncentrat schelitu może zawierać do 63...66% trójtlenku wolframu z jego ekstrakcją 82...83%.