Wysyłanie dobrej pracy do bazy wiedzy jest proste. Skorzystaj z poniższego formularza

Studenci, doktoranci, młodzi naukowcy korzystający z bazy wiedzy w swoich studiach i pracy będą Ci bardzo wdzięczni.

Wysłany dnia http:// www. wszystkiego najlepszego. en/

Kombinat górniczo-hutniczy Navoi

Państwowy Instytut Górniczy Navoi

Wydział Chemii i Metalurgii

Zakład Metalurgiczny

Notatka wyjaśniająca

za ostateczną pracę kwalifikacyjną

na temat: „Dobór, uzasadnienie i obliczenia technologii przerobu rudy wolframowo-molibdenowej”

Absolwent: K. Saifiddinov

Navoi-2014

• Wstęp
• 1. Ogólne informacje o metodach wzbogacania rud wolframu
• 2. Wzbogacanie rud molibdenowo-wolframowych
• 2. Sekcja technologii
• 2.1 Obliczanie schematu kruszenia z doborem sprzętu
• 2.2 Obliczanie schematu szlifowania
• 2.3 Dobór i obliczenia młynów SAG
• Lista wykorzystanej literatury

Wstęp

Minerały są podstawą gospodarki narodowej i nie ma ani jednej branży, w której nie wykorzystuje się minerałów lub produktów ich przerobu.

Znaczące zasoby mineralne wielu złóż Uzbekistanu umożliwiają budowę dużych, wysoce zmechanizowanych przedsiębiorstw wydobywczych, przetwórczych i hutniczych, które wydobywają i przetwarzają wiele setek milionów ton minerałów o wysokich wskaźnikach technicznych i ekonomicznych.

Przemysł wydobywczy zajmuje się kopalinami stałymi, z których przy obecnym stanie techniki wskazane jest wydobywanie metali lub innych substancji mineralnych. Głównymi warunkami zagospodarowania złóż kopalin jest zwiększenie ich wydobycia z jelit oraz ich zintegrowane wykorzystanie. Jest to spowodowane:

- znaczne koszty materiałowe i robocizny przy poszukiwaniu i zagospodarowaniu przemysłowym nowych złóż;

- rosnące zapotrzebowanie różnych sektorów gospodarki narodowej na prawie wszystkie składniki mineralne wchodzące w skład rudy;

- konieczność tworzenia technologii bezodpadowej, a tym samym zapobiegania zanieczyszczeniu środowiska odpadami produkcyjnymi.

Z tych powodów możliwość przemysłowego wykorzystania złoża determinowana jest nie tylko wartością i zawartością kopaliny, jej zasobami, położeniem geograficznym, warunkami wydobywczymi i transportowymi, innymi czynnikami ekonomicznymi i politycznymi, ale także dostępnością efektywnego technologia przerobu wydobywanych rud.

1. Ogólne informacje o metodach wzbogacania rud wolframu

Rudy wolframu wzbogaca się z reguły w dwóch etapach - koncentracja wstępna grawitacyjna i wykańczanie surowych koncentratów różnymi metodami, co tłumaczy się niską zawartością wolframu w przerabianych rudach (0,2 - 0,8% WO3) oraz wysokimi wymaganiami jakościowymi dla kondycjonowanych koncentraty (55 - 65% WO3), ogólne wzbogacenie wynosi około 300 - 600.

Pierwotne rudy i placekery z wolframitu (hubneryt i ferberyt) zawierają zwykle szereg innych minerałów ciężkich, dlatego podczas pierwotnego wzbogacania grawitacyjnego rud mają tendencję do izolowania zbiorczych koncentratów, które mogą zawierać od 5 do 20% WO3, a także kasyterytu, tantalitowo-kolumbitowy, magnetytowy, siarczkowy itp. Przy wykańczaniu koncentratów zbiorczych konieczne jest uzyskanie kondycjonowanych koncentratów monomineralnych, dla których flotacja lub flotacja siarczków, separacja magnetyczna magnetytu w słabym polu magnetycznym, a w silniejszym - wolframit może być użytym. Możliwe jest zastosowanie separacji elektrycznej, wzbogacania grawitacyjnego na stołach, flotacji minerałów skalnych odpadowych i innych procesów separacji minerałów, tak aby gotowe koncentraty spełniały wymagania GOST i specyfikacji technicznych nie tylko pod względem zawartości bazy metal, ale także pod względem zawartości szkodliwych zanieczyszczeń.

Biorąc pod uwagę dużą gęstość minerałów wolframu (6 - 7,5 g/cm3), metody wzbogacania grawitacyjnego mogą być z powodzeniem stosowane podczas wzbogacania na osadzarkach, stołach stężeniowych, śluzach, separatorach strumieniowych, ślimakowych itp. Z precyzyjnym rozprowadzaniem cennych minerałów , flotacja lub połączenie procesów grawitacyjnych z flotacją. Biorąc pod uwagę możliwość powstania szlamu wolframitu podczas wzbogacania grawitacyjnego, flotację stosuje się jako proces pomocniczy nawet przy wzbogacaniu grubo rozpowszechnionych rud wolframitu w celu pełniejszego wydobycia wolframu ze szlamów.

Jeśli w rudzie znajdują się duże kawałki wolframu bogate w wolfram lub duże kawałki skały płonnej, sortowanie rudy o wielkości cząstek 150 + 50 mm na przenośnikach taśmowych może być stosowane do oddzielania bogatego koncentratu zbrylanego lub kawałków skały, które zubożają ruda dostarczana do wzbogacenia.

Przy wzbogacaniu rud schelitowych stosuje się również grawitację, ale najczęściej połączenie metod grawitacyjnych z flotacją i flotacją grawitacyjną lub tylko flotacją.

Podczas sortowania rud schelite stosuje się instalacje luminescencyjne. Scheelite, napromieniowany promieniami ultrafioletowymi, świeci jasnym niebieskim światłem, co pozwala na oddzielenie kawałków scheelitu lub kawałków skały płonnej.

Scheelite to minerał łatwo spławialny, charakteryzujący się dużą pojemnością osadową. Wydobycie schelitu znacznie wzrasta wraz ze wzbogacaniem flotacyjnym w porównaniu z grawitacją, dlatego we wzbogacaniu rud schelitowych w krajach WNP flotacja jest obecnie stosowana we wszystkich fabrykach.

Podczas flotacji rud wolframu pojawia się szereg trudnych problemów technologicznych, które wymagają odpowiedniego rozwiązania w zależności od składu materiałowego i asocjacji poszczególnych minerałów. W procesie flotacji wolframitu, hübnerytu i ferberytu trudno jest oddzielić od nich tlenki i wodorotlenki żelaza, turmalinu i innych minerałów zawierających wyrównujące ich właściwości flotacyjne minerałami wolframowymi.

Flotacja szeelitu z rud z minerałami zawierającymi wapń (kalcyt, fluoryt, apatyt itp.) odbywa się za pomocą anionowych kolektorów kwasów tłuszczowych, które zapewniają ich dobrą flotację z kationami wapnia schelitu i innymi minerałami zawierającymi wapń. Oddzielenie schelitu od minerałów zawierających wapń jest możliwe tylko przy użyciu takich regulatorów jak szkło płynne, krzemofluorek sodu, soda itp.

2. Wzbogacanie rud molibdenowo-wolframowych

Na Tyrniauzskiej W zakładzie wzbogacane są rudy molibdenowo-wolframowe złoża Tyrnyauz, złożone pod względem składu surowcowego nie tylko cennych minerałów o bardzo drobnym rozpowszechnieniu, ale również minerałów towarzyszących skały płonnej. Minerały kruszcowe - scheelit (dziesiąte części procenta), molibdenit (setne części procenta), powellit, częściowo ferrimolibdite, chalkopiryt, bizmutyn, pirotyn, piryt, arsenopiryt. Minerały niemetaliczne - skarny (50-70%), hornfelsy (21-48%), granit (1-12%), marmur (0,4-2%), kwarc, fluoryt, kalcyt, apatyt (3-10%) itd.

W górnej części złoża 50–60% molibdenu reprezentują powellit i ferrimolibdite, w dolnej ich zawartość spada do 10–20%. Scheelite zawiera molibden jako zanieczyszczenie izomorficzne. Utleniona z powierzchni część molibdenitu pokryta jest warstwą powellitu. Część molibdenu rośnie bardzo drobno z molibdoscheelitem.

Ponad 50% utlenionego molibdenu jest związane ze schelitem w postaci wtrąceń powellitu, produktu rozkładu stałego roztworu Ca(W, Mo)O 4 . Podobne formy wolframu i molibdenu można wyizolować tylko do zbiorczego koncentratu, a następnie oddzielić metodą hydrometalurgiczną.

Od 1978 roku w zakładzie został całkowicie przebudowany schemat przeróbki rudy. Wcześniej ruda po gruboziarnistym kruszeniu w kopalni była transportowana do zakładu w wózkach kolejką linową. Na wydziale kruszenia fabryki ruda była kruszona do - 12 mm, rozładowywana do bunkrów, a następnie kruszona jednostopniowo w młynach kulowych pracujących w obiegu zamkniętym z klasyfikatorami dwuślimakowymi, do 60% uziarnienia - 0,074 mm .

Nowa technologia przeróbki rudy została opracowana wspólnie przez Instytut Mekhanobr i zakład i uruchomiona w sierpniu 1978 roku.

Schemat przygotowania rudy przewiduje kruszenie zgrubne rudy początkowej do -350 mm, przesiewanie według klasy 74 mm, oddzielne składowanie każdej klasy w bunkrach w celu dokładniejszego sterowania dostawami dużych i małych klas rudy do młyn samomielący.

Samomielenie grubo rozdrobnionej rudy (-350 mm) odbywa się w młynach typu „Cascade” o średnicy 7 m (MMS-70X X23) z dodatkowym mieleniem frakcji gruboziarnistej do 62% klasy - 0,074 mm w młynach MSHR-3600X5000, pracujących w obiegu zamkniętym z jednospiralnymi klasyfikatorami 1KSN-3 i umieszczonych w nowym budynku na zboczu góry na wysokości około 2000 m n.p.m. między kopalnią a działającą fabryką.

Dostawa gotowego produktu z korpusu samomielącego do flotacji odbywa się transportem hydraulicznym. Trasa hydrotransportu to unikalna konstrukcja inżynierska, która zapewnia transport gnojowicy na różnicy wysokości ponad 600 m. Składa się z dwóch rurociągów o średnicy 630 mm, długości 1750 m, wyposażonych w studnie piętrzące o średnicy 1620 mm i wysokości 5 m (126 studni na każdy rurociąg).

Zastosowanie systemu transportu hydraulicznego umożliwiło likwidację warsztatu kolei towarowej, budynku kruszenia średniego i drobnego oraz młynów MShR-3200X2100 w zakładzie przeróbczym. W głównym budynku fabryki wybudowano i uruchomiono dwie główne sekcje flotacji, nowe wydziały wykańczania szeelitu i molibdenu, topialnię szkła płynnego oraz wodociągi obiegowe. Front zagęszczający nieobrobionych koncentratów flotacyjnych i śrut został znacznie poszerzony dzięki zainstalowaniu zagęszczaczy o średnicy 30 m, co pozwala na ograniczenie strat przy drenach zagęszczających.

Nowo oddane do użytku obiekty wyposażone są w nowoczesne systemy sterowania procesami oraz lokalne systemy automatyki. Tak więc w samoszlifującym budynku zautomatyzowany system sterowania działa w trybie bezpośredniego sterowania w oparciu o komputery M-6000. W budynku głównym wprowadzono system scentralizowanej kontroli składu materiałowego masy włóknistej za pomocą analizatorów widma rentgenowskiego KRF-17 i KRF-18 w połączeniu z komputerem M-6000. Opanowano zautomatyzowany system pobierania i dostarczania próbek (pocztą pneumatyczną) do laboratorium ekspresowego, sterowany przez kompleks komputerowy KM-2101 i wysyłający analizy na dalekopis.

Jeden z najtrudniejszych etapów przetwarzania - dostrajanie surowych koncentratów schelitowych według metody N.S. Pietrowa - jest wyposażony w automatyczny system sterowania i zarządzania, który może działać albo w trybie „doradcy” dla operatora flotacji, albo w trybie tryb bezpośredniej kontroli procesu, regulacja przepływu tłumika (szkło płynne), poziom pulpy w operacjach czyszczenia i inne parametry procesu.

Cykl flotacji minerałów siarczkowych wyposażony jest w automatyczne systemy sterowania i dozowania kolektora (ksantogenian butylu) i supresora (siarczek sodu) w cyklu flotacji miedź-molibden. Systemy działają z wykorzystaniem elektrod jonoselektywnych jako czujników.

W związku ze wzrostem wielkości produkcji fabryka przeszła na przerób nowych odmian rud, które wyróżniają się niższą zawartością niektórych metali oraz wyższym stopniem ich utlenienia. Wymagało to udoskonalenia odczynnikowego trybu flotacji rud utlenionych siarczkiem. W szczególności zastosowano progresywne rozwiązanie technologiczne w cyklu siarczkowym - połączenie dwóch aktywnych i selektywnych rodzajów koncentratów pianotwórczych. Jako aktywny środek spieniający stosuje się odczynniki zawierające alkohole terpenowe, a jako środek selektywny nowy odczynnik LS opracowany do wzbogacania rud wieloskładnikowych, przede wszystkim tyrniauzów.

W cyklu flotacji utlenionych minerałów przez kolektory kwasów tłuszczowych stosuje się dodatki intensyfikujące odczynnika modyfikującego na bazie niskocząsteczkowych kwasów karboksylowych. W celu poprawienia właściwości flotacyjnych miazgi śrut obiegowych wprowadzono regulację ich składu jonowego. Szersze zastosowanie znalazły metody rafinacji chemicznej koncentratów.

Ruda z samomielenia trafia do przesiewania. Klasa +4 mm jest mielona w młynie kulowym. Wylot młyna i produkt pod ekranem (-4 mm) są sklasyfikowane jako I i II.

Do młyna kulowego trafia 690 g/t sody i 5 g/t oleju transformatorowego. Drenaż z klasyfikatora wchodzi do głównej flotacji molibdenu, gdzie podawane jest 0,5 g/t ksantogenianu i 46 g/t terpineolu. Po oczyszczeniu flotacji I i II koncentrat molibdenu (1,2–1,5% Mo) poddaje się parowaniu z płynnym szkłem (12 g/t) w temperaturze 50–70°C, czyszczeniu flotacji III i przemiale do klasy 95–98% --0,074 mm z dostawą 3 g/t cyjanku sodu i 6 g/t płynnego szkła.

Gotowy koncentrat molibdenu zawiera około 48% Mo, 0,1% Cu i 0,5% WO 3 z odzyskiem Mo wynoszącym 50%. Odpady z flotacji kontrolnej III i IV operacji oczyszczania są zagęszczane i kierowane do flotacji miedziowo-molibdenowej z dostawą 0,2 g/t ksantogenianu i 2 g/t nafty. Dwukrotnie oczyszczony koncentrat miedziowo-molibdenowy po parowaniu siarczkiem sodu przechodzi do selektywnej flotacji, w której uwalniany jest koncentrat miedzi zawierający 8–10% Cu (z ekstrakcją około 45%), 0,2% My 0,8% Bi.

Pogońce z kontrolnej flotacji molibdenu, zawierające do 0,2% WO 3 , kieruje się do flotacji szeelitu, którą prowadzi się według bardzo rozgałęzionego i złożonego schematu. Po zmieszaniu z ciekłym szkłem (350 g/t), główna flotacja schelitu jest prowadzona z oleinianem sodu (40 g/t). Po pierwszym czyszczeniu flotacja i zagęszczenie do 60% stałego koncentratu schelitu paruje się z płynnym szkłem (1600 g/t) w temperaturze 80-90°C. Ponadto koncentrat jest czyszczony jeszcze dwa razy i ponownie przechodzi na parowanie w 90-95 ° C z płynnym szkłem (280 g / t) i ponownie czyszczony trzy razy.

2. Sekcja technologii

2.1 Obliczanie schematu kruszenia z doborem sprzętu

Projektowana koncentracja przeznaczona jest do przerobu rud wolframu zawierających molibden.

Ruda średniej wielkości (f=12±14 jednostek w skali prof. Protodiakonowa) charakteryzuje się gęstością c = 2,7 t/m 3 , trafia do fabryki z wilgotnością 1,5%. Maksymalna d=1000 mm.

Pod względem produktywności zakład przetwórczy należy do kategorii średniej produktywności (tab. 4/2/), według klasyfikacji międzynarodowej - do grupy C.

Do fabryki ruda D max . =1000 mm pochodzi z kopalni odkrywkowej.

1. Określ wydajność kruszarni gruboziarnistej. Obliczamy wydajność według Razumova K.A. 1, s. 39-40. Projekt zakładał dostawę rudy 259 dni w roku, w 2 7-godzinnych zmianach, 5 dni w tygodniu.

Współczynnik twardości rudy /2/

gdzie: Qc. inne - dzienna wydajność kruszarni, t/dobę

Współczynnik uwzględniający nierównomierne właściwości surowców /2/

gdzie: Q h..c. dr - wydajność godzinowa kruszarni, t/h

k n - współczynnik uwzględniający nierównomierne właściwości surowców,

n dni - szacowana liczba dni roboczych w roku,

n cm - ilość zmian na dobę,

t cm - czas trwania zmiany,

k" - współczynnik obliczeniowy twardości rudy,

Obliczanie rocznego funduszu czasu pracy:

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

Wykorzystanie w czasie:

k w \u003d 2590/8760 \u003d 0,29 CU = 29%

2. Obliczanie schematu kruszenia. Obliczenia wykonujemy według stron 68-78 2.

Zgodnie z przypisaniem zawartość wilgoci w pierwotnej rudy wynosi 1,5%, tj. mi.

Procedura obliczeniowa:

1. Określ stopień zmiażdżenia

2. Akceptujemy stopień zmiażdżenia.

3. Określ maksymalną wielkość produktu po zmiażdżeniu:

4. Wyznaczmy szerokość szczelin rozładunkowych kruszarki przyjmując, zgodnie z typowymi cechami, Z - pogrubienie kruszonego produktu w stosunku do wielkości szczeliny rozładunkowej.

5. Sprawdź zgodność wybranego schematu kruszenia z produkowanym sprzętem.

Wymagania jakie muszą spełniać kruszarki przedstawiono w Tabeli 1.

Tabela 1

W zależności od szerokości otworu wlotowego i zakresu regulacji szczeliny wyładowczej odpowiednie są kruszarki marki ShchDP 12X15.

Obliczmy wydajność kruszarki według wzoru (109/2/):

Kat. \u003d m 3 / h

frakcja Q. = Q kat. · z n · k f · k cr. kow. k c, m 3 / h (7)

gdzie c n - gęstość nasypowa rudy = 1,6 t / m 3,

Kat. - wydajność kruszarki paszportowej, m 3 / h

kf . , kow. , k kr, k c - współczynniki korygujące dla twardości (kruszenia), gęstości nasypowej, miałkości i wilgotności rudy.

Wartość współczynników znajduje się zgodnie z tabelą k f =1,6; kr=1,05; kow. =1%;

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

Znajdźmy rzeczywistą wydajność kruszarki dla warunków określonych w projekcie:

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

Na podstawie wyników obliczeń określamy ilość kruszarek:

Przyjmujemy do montażu ShchDP 12 x 15 - 1 szt.

2.2 Obliczanie schematu szlifowania

Wybrany w projekcie schemat mielenia jest rodzajem VA Razumov K.A. strona 86.

Procedura obliczeniowa:

1. Określ godzinową wydajność szlifierni , co jest faktycznie godzinową wydajnością całej fabryki, ponieważ szlifiernia jest głównym budynkiem przeróbki rudy:

gdzie 343 to liczba dni roboczych w roku

24 - ciągły tydzień pracy 3 zmiany po 8 godzin (3х8=24 godziny)

K in - współczynnik wykorzystania sprzętu

K n - współczynnik uwzględniający nierównomierne właściwości surowców

Akceptujemy: K w \u003d 0,9 K n \u003d 1,0

Magazyn rudy grubo rozdrobnionej zapewnia dwudniowy zapas rudy:

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

Akceptujemy dane wstępne

Rozważmy upłynnienie w piaskach drenażowych i klasyfikacyjnych:

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

(R 13 wzięty z rzędu 2 str. 262 w zależności od wielkości śliwki)

w 1 -0,074 \u003d 10% - zawartość klasy - 0,074 mm w pokruszonej rudzie

w 10 -0,074 \u003d 80% - zawartość klasy wynosi 0,074 mm w odpływie klasyfikacyjnym.

Przyjmujemy optymalne obciążenie cyrkulacyjne C opt = 200%.

Procedura obliczeniowa:

Etapy szlifowania I i II przedstawia schemat typu BA s. 86 ryc. 23.

Obliczenie schematu B sprowadza się do określenia mas produktów 2 i 5 (wydajności produktów określa się za pomocą ogólnego wzoru r n \u003d Q n: Q 1)

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

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

g 4 \u003d g 5 \u003d 300%;

g 3 \u003d g 6 \u003d 100%

Obliczenia przeprowadzamy według Razumova K.A. 1 s. 107-108.

1. Obliczenie schematu A

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

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

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

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

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

Schemat technologiczny oboscheniyarudy molibdenu i wolframu.

Obliczenienaschemat jakościowo-ilościowy.

Dane wyjściowe do obliczenia schematów jakościowo-ilościowychs.

Ekstrakcja wolframu do końcowego koncentratu - e wolfram 17 = 68%

Ekstrakcja wolframu w zbiorczym koncentracie - e wolfram 15 = 86%

Ekstrakcja wolframu do koncentratu molibdenu - e wolframu 21 = 4%

Ekstrakcja molibdenu w końcowym koncentracie - e Mo 21 = 77%

Odzysk molibdenu w odpadach z flotacji wolframu - e Mo 18 = 98%

Odzysk molibdenu w kontrolnym koncentracie flotacyjnym - e Mo 19 =18%

Ekstrakcja molibdenu w koncentracie zbiorczym - e Mo 15 \u003d 104%

Wydajność koncentratu zbiorczego - g 15 = 36%

Wydajność koncentratu wolframu - g 17 = 14%

Wydajność koncentratu molibdenu - g 21 \u003d 15%

Wydajność koncentratu flotacji kontrolnej - g 19 = 28%

Określ wydajność produktów wzbogacania

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

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

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

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

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

Określ masę produktów wzbogacających

Q 13 = 127,89t/h

Q 1 4 = Q 13 XG 14 = 127,89х1,35=172,6 t/h

Q 1 5 = Q 13 XG 15 = 127,89х0,36=46,0t/h

Q 1 6 = Q 13 XG 16 = 127,89х0,99=126,6t/h

Q 1 7 = Q 13 XG 17 = 127,89х0,14=17,9 t/h

Q 1 8 = Q 13 XG 18 = 127,89х0,22=28,1t/h

Q 1 9 = Q 13 XG 19 = 127,89х0,28=35,8t/h

Q 20 = Q 13 XG 20 = 127,89х0,71=90,8t/h

Q 21 = Q 13 XG 21 = 127,89х0,15=19,1 t/h

Q 22 = Q 13 XG 22 = 127,89х0,07=8,9 t/h

Określ ekstrakcję produktów wzbogacania

Do wolfram

mi wolfram 13 =100 %

mi wolfram 18 = e wolfram 15 - e wolfram 17 =86-68=28 %

mi wolfram 22 = e wolfram 18 - e wolfram 21 =28-14=14 %

mi wolfram 14 = e wolfram 13 + e wolfram 22 + e wolfram 19 =100+14+10=124 %

mi wolfram 16 = e wolfram 14 - e wolfram 15 =124-86=38%

mi wolfram 20 = e wolfram 13 - e wolfram 17 + e wolfram 21 =100 - 68+4=28%

mi wolfram 19 = e wolfram 16 - e wolfram 20 =38-28=10 %

na molibden

mi Mo 13 =100%

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

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

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

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

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

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

Określ ilość metali w produkcie Oh wzbogacenie

Do wolfram

14 \u003d 124 x0,5/135 \u003d 0,46%

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

16 \u003d 38 x0,5 / 99 \u003d 0,19%

17 \u003d 68 x0,5 / 14 \u003d 2,43%

18 \u003d 28 x0,5 / 22 \u003d 0,64%

19 \u003d 10 x0,5 / 28 \u003d 0,18%

20 \u003d 28 x0,5 / 71 \u003d 0,2%

21 \u003d 14 x0,5 / 15 \u003d 0,46%

22 \u003d 14 x0,5/7 \u003d 1%

Na molibden

14 \u003d 129 x0,04/135 \u003d 0,04%

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

16 \u003d 35 x0,04 / 99 \u003d 0,01%

17 \u003d 6 x0,04 / 14 \u003d 0,017%

18 \u003d 98 x0,04 / 22 \u003d 0,18%

19 \u003d 18 x0,04 / 28 \u003d 0,025%

20 \u003d 17 x0,04 / 71 \u003d 0,009%

21 \u003d 77 x0,04 / 15 \u003d 0,2%

22 \u003d 11 x0,04/7 \u003d 0,06%

Tabela 3. Tabela schematu jakościowo-ilościowego wzbogacania

numer operacji prod.		Q, t/h	, %	miedź , %	miedź , %	cynk , %	cynk , %
I	Etap szlifowania I
	przybywa
	pokruszona ruda
	wychodzić
	pokruszona ruda
II	Klasyfikacja
	przybywa
	Izmelbchennsprodukt ISztuka. szlifowanie
	Izmelbchennsprodukt II st .szlifowanie
	wychodzić
	odpływ
	piaski
III	Szlifowanie I I scena
	przybywa
	Klasyfikacja piasków
	wychodzić
	zgniecionysprodukt
IV	Kolektyw Łał 3 -Mo flotacja
	przybywa
	Klasyfikacja odpływów
	OgonyMo flotacjaoraz
	wychodzić
	koncentrować się
	ogons
V	Kontroluj flotację
	przybywa
	Ogonflotacja zbiorowa
	wychodzić
	koncentrować się
	ogons
VI	Wolfram flotacja
	przybywa
	Koncentrować sięflotacja zbiorowa
	wychodzić
	koncentrować się
	ogons
	Mo flotacja
	przybywa
	Ogons Łał 3 flotacja
	wychodzić
	koncentrować się
	ogons

Obliczanie schematu wodno-szlamowego .

Celem obliczenia schematu wodno-szlamowego jest: zapewnienie optymalnych stosunków W:T podczas działania schematu; określenie ilości wody dodanej podczas operacji lub odwrotnie, uwolnionej z produktów podczas operacji odwadniania; określenie relacji W:T w produktach schematu; określenie całkowitego zapotrzebowania na wodę i jednostkowego zużycia wody na tonę przerabianej rudy.

Aby uzyskać wysokie wskaźniki technologiczne przerobu rudy, każda operacja schematu technologicznego musi być przeprowadzona przy optymalnych wartościach stosunku L:T. Wartości te są ustalane na podstawie danych z badań przeróbki rudy i praktyk operacyjnych działających zakładów przeróbczych.

Stosunkowo niskie jednostkowe zużycie wody na tonę przerabianej rudy tłumaczy się obecnością wewnątrzzakładowego obiegu wody w projektowanej instalacji, ponieważ przelewy z zagęszczacza są wprowadzane do cyklu mielenia i klasyfikacji. Zużycie wody do spłukiwania podłóg, urządzeń myjących i do innych celów wynosi 10-15% całkowitego zużycia.

Tabela 3. Tabela schematu jakościowo-ilościowego wzbogacania.

otwarć nr.krótkofalówki prod.	Nazwa operacji i produktów	Q, t/h	, %	R	W
I	Etap szlifowania I
	przybywa
	pokruszona ruda			0 , 0 25
	wychodzić
	pokruszona ruda
II	Klasyfikacja
	przybywa
	Izmelbchennsprodukt ISztuka. szlifowanie
	Izmelbchennsprodukt II st .szlifowanie
	wychodzić
	odpływ
	piaski
III	Szlifowanie I I scena
	przybywa
	Klasyfikacja piasków
	wychodzić
	zgniecionysprodukt
IV	Kolektyw Łał 3 -Mo flotacja
	przybywa
	Klasyfikacja odpływów
	Kontroluj koncentrat flotacyjny
	Mo ogony flotacjaoraz
	wychodzić
	koncentrować się
	Ogons
V	Kontroluj flotację
	przybywa
	Ogonflotacja zbiorowa
	wychodzić
	koncentrować się
	Ogons
VI	Wolfram flotacja
	Wchodzi
	Koncentrować sięflotacja zbiorowa
	wychodzić
	Koncentrować się
	Ogons
	Mo flotacja
	Wchodzi
	Ogons wolframflotacja
	wychodzić
	koncentrować się
	ogons

Wybór i kalkulacja kruszarki.

Wybór typu i wielkości kruszarki zależy od właściwości fizycznych rudy, wymaganej wydajności kruszarki, wielkości kruszonego produktu oraz twardości rudy.

Ruda wolframowo-molibdenowa pod względem wytrzymałości jest rudą o średniej wytrzymałości.

Maksymalna wielkość kawałka rudy wchodzącego do operacji kruszenia wynosi 1000 mm.

Do kruszenia rudy pochodzącej z kopalni przyjmuję do montażu kruszarkę szczękową z prostym wychyleniem szczęki SHDP 12x15. *

Wydajność kruszarki Q jest równa:

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

gdzie q - wydajność właściwa kruszarki szczękowej na 1 cm2 powierzchni szczeliny wyładowczej, t/(cm2*h);

L to długość szczeliny rozładowczej kruszarki szczękowej, cm;

i - szerokość szczeliny wyładowczej, patrz /4/

Zgodnie z praktyką działu kruszenia zakładu przetwórczego wydajność właściwa kruszarki szczękowej wynosi 0,13 t/cm 2 * godz.

Wydajność kruszarki szczękowej zależy od:

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

Kruszarka przyjęta do instalacji zapewnia określoną wydajność dla rudy.

Maksymalny rozmiar kawałka w paszy kruszarki wyniesie:

120 * 0,8 = 96 cm.

Wybór i obliczanie ekranu rusztu

Przed kruszarką zainstalowany jest ruszt 95 cm (950 mm).

Wymaganą powierzchnię przesiewania określa wzór:

gdzie Q* - wydajność, t/h;

a - współczynnik równy szerokości szczeliny między rusztem, mm. /5/ Zgodnie z warunkami zabudowy przyjmuje się szerokość ekranu kratowego 2,7m, długość 4,5m.

Praktyka działu kruszenia fabryki pokazuje, że ruda dostarczana z kamieniołomu zawiera około 4,5% kawałków większych niż 950 mm. Kawałki tej wielkości dostarczane są ładowaczem czołowym na skład rudy, gdzie są kruszone i ponownie podawane przez ładowarkę na sito rusztowe.

2.3 Dobór i obliczenia młynów SAG

W ostatnim czasie w przeróbce rud złotonośnych na świecie i w krajowej praktyce w pierwszym etapie mielenia, coraz powszechniejsze stają się młyny pół-autogeniczne z późniejszą cyjanizacją. W tym przypadku wyklucza się utratę złota ze złomem żelaza i wiórami, zmniejsza się zużycie cyjanku podczas cyjanizacji, poprawiają się warunki sanitarne pracy przy rudach kwarcowo-krzemianowych. W związku z tym przyjmuję do instalacji młynek do mielenia półautogenicznego (SAG) w pierwszym etapie rozdrabniania.

1. Znajdujemy specyficzną wydajność dla nowo powstałej klasy działającego młyna PSI, t / (m 3 * h):

gdzie Q jest wydajnością działającego młyna, t/h;

- zawartość klasy -0,074 mm w wylocie z młyna,%;

- zawartość klasy -0,074 mm w oryginalnym produkcie,%;

D - średnica działającego młyna, m;

L to długość działającego młyna, m.

2. Określamy specyficzną wydajność projektowanego młyna według nowo powstałej klasy:

gdzie q 1 jest jednostkową wydajnością młyna roboczego dla tej samej klasy;

K i - współczynnik uwzględniający różnice w ścieralności rudy przeznaczonej do przerobu i przerabianej (Ki=1);

K k jest współczynnikiem uwzględniającym różnicę wielkości początkowych i końcowych produktów szlifowania w istniejących i projektowanych fabrykach (K k =1);

K D - współczynnik uwzględniający różnicę średnic bębnów projektowanych i pracujących młynów:

KD = ,

gdzie D i D 1 odpowiednio średnice nominalne bębnów przeznaczonych do instalacji i eksploatacji młynów. (KD = 1,1);

K t - współczynnik uwzględniający różnice w rodzaju projektowanych i eksploatowanych młynów (Kt=1).

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

Przyjmuję do montażu młyn samomielący "Kaskad" o średnicy 7 m i długości 2,3 m o objętości roboczej 81,05 m 3

3. Określamy wydajność młynów dla rudy według wzoru:

gdzie V jest objętością roboczą młyna. /4/

4. Określ szacunkową liczbę młynów:

n-101/125,72 = 0,8;

wtedy akceptowana wartość będzie równa 1 . Młyn „Kaskad” zapewnia określoną wydajność.

Wybór ekranu i obliczenia II etapy przesiewowe .

Opróżnianie młynów półsamomielących za pomocą pomp...

Podobne dokumenty

Wybór schematu technologicznego wzbogacania rudy żelaza. Obliczanie mocy i dobór typu separatora wzbogacania. Wyznaczanie wydajności separatorów do suchej separacji magnetycznej z górnym posuwem. Parametry techniczne separatora 2PBS-90/250.

praca kontrolna, dodano 06.01.2014


Określenie całkowitego stopnia zgniecenia dla kruszarni. Wybór stopnia kruszenia. Obliczanie i dobór kruszarek, przesiewacz rusztowy. Obliczanie sita drugiego etapu kruszenia. Obliczanie schematu mielenia i dobór sprzętu do mielenia i klasyfikacji.

praca semestralna, dodano 20.01.2016


Badanie składu materiałowego rudy. Dobór i obliczenia młynów pierwszego i drugiego stopnia mielenia, hydrocyklonów, separatorów magnetycznych. Obliczanie odmulacza do operacji odszlamiania. Skoncentruj wymagania jakościowe. Obliczanie schematu wodno-szlamowego.

praca semestralna, dodano 15.04.2015 r.


Wybór i uzasadnienie schematu mielenia, klasyfikacji i wzbogacania rudy. Obliczanie wydajności produktu i zawartości metali. Obliczanie schematu jakościowo-ilościowego i wodno-osadowego. Metody sterowania procesem technologicznym za pomocą automatyzacji.

praca semestralna, dodana 23.10.2011


Dobór i uzasadnienie schematu kruszenia i rozdrabniania, urządzeń rozdrabniających, klasyfikujących i rozdrabniających. Charakterystyka wielkości pierwotnej rudy. Obliczanie stopni kruszenia, przesiewaczy, młynów, klasyfikatora. Charakterystyka wielkości sita.

praca semestralna, dodana 19.11.2013


Charakterystyka geologiczna złoża. Charakterystyka przerabianej rudy, opracowanie i obliczenie schematu jej kruszenia. Dobór i kalkulacja wyposażenia dla działu kruszenia. Ustalenie liczby zmian i kosztów robocizny dla dostarczenia technologii kruszenia.

praca semestralna, dodano 25.02.2012


Technologia wzbogacania rudy żelaza i koncentratu, analiza doświadczeń przedsiębiorstw zagranicznych. Charakterystyka składu mineralnego rudy, wymagania dotyczące jakości koncentratu. Obliczenia technologiczne schematu wzbogacania wodno-szlamowego i jakościowo-ilościowego.

praca semestralna, dodana 23.10.2011


Budowa schematu jakościowo-ilościowego operacji przygotowawczych do kruszenia, przesiewania rudy żelaza: wybór metody, uzysk produktu. Przegląd zalecanego sprzętu. Technologia magnetyczno-grawitacyjna i flotacyjne wzbogacanie rudy żelaza.

praca semestralna, dodano 1.09.2012 r.


Cechy i etapy wdrażania technologii kruszenia. Dopracowane obliczenia schematu przesiewowego. Dobór i kalkulacja kruszarek. Ustalenie zapotrzebowania na sprzęt do przeróbki rudy, sprzęt pomocniczy. Przepisy bezpieczeństwa w kruszarni.

praca semestralna, dodano 1.12.2015 r.


Dobór i obliczenia głównych urządzeń technologicznych do przetwarzania surowców mineralnych, podajniki. Obliczanie operacji przesiewowych. Dobór i uzasadnienie ilości wyposażenia podstawowego, jego charakterystyki technicznej, przeznaczenia i głównych funkcji.

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 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	Żywność źródłowa	Koncentrować się
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 z 32,26%) przy wzroście odzysku (83,13% w porównaniu z 67,74%) do koncentratu mineralnego wolframu. Skutkuje to wyższą jakością koncentratu WO3 (0,9% w porównaniu do 0,42%),

Główne minerały wolframu to schelit, hübneryt i wolframit. W zależności od rodzaju minerałów rudy można podzielić na dwa rodzaje; scheelit i wolframit (huebneryt).
Rudy szeelitu w Rosji, a także w niektórych przypadkach za granicą, wzbogaca się metodą flotacji. W Rosji proces flotacji rud szeelitu na skalę przemysłową prowadzono przed II wojną światową w fabryce Tyrny-Auz. Zakład ten przetwarza bardzo złożone rudy molibdenowo-schelitowe zawierające szereg minerałów wapniowych (kalcyt, fluoryt, apatyt). Minerały wapnia, takie jak schelit, flotowane są kwasem oleinowym, depresja kalcytu i fluorytu jest wytwarzana przez mieszanie w płynnym roztworze szkła bez ogrzewania (długi kontakt) lub z ogrzewaniem, jak w fabryce Tyrny-Auz. Zamiast kwasu oleinowego stosuje się frakcje oleju talowego, a także kwasy z olejów roślinnych (odczynniki 708, 710 itd.) same lub w mieszaninie z kwasem oleinowym.

Typowy schemat flotacji rudy schelitowej przedstawiono na ryc. 38. Zgodnie z tym schematem możliwe jest usunięcie kalcytu i fluorytu oraz otrzymanie koncentratów kondycjonowanych pod kątem trójtlenku wolframu. Hoapatyt nadal pozostaje w takiej ilości, że zawartość fosforu w koncentracie przekracza normy. Nadmiar fosforu usuwa się rozpuszczając apatyt w słabym kwasie solnym. Zużycie kwasu uzależnione jest od zawartości węglanu wapnia w koncentracie i wynosi 0,5-5 g kwasu na tonę WO3.
W ługowaniu kwasem część schelitu, jak również powellitu, jest rozpuszczana, a następnie wytrącana z roztworu w postaci CaWO4 + CaMoO4 i innych zanieczyszczeń. Powstały brudny osad jest następnie przetwarzany zgodnie z metodą I.N. Maslenicki.
Ze względu na trudności w uzyskaniu kondycjonowanego koncentratu wolframu, wiele fabryk za granicą wytwarza dwa produkty: bogaty koncentrat i słaby do hydrometalurgicznej przeróbki na wolframian wapnia zgodnie z metodą opracowaną w Mekhanobre I.N. Maslenitsky, - ługowanie sodą w autoklawie pod ciśnieniem z przeniesieniem do roztworu w postaci CaWO4, a następnie oczyszczenie roztworu i wytrącenie CaWO4. W niektórych przypadkach, przy grubo rozsianym scheelicie, wykańczanie koncentratów flotacyjnych prowadzi się na stołach.
Z rud zawierających znaczne ilości CaF2 nie opanowano wydobycia schelitu za granicą metodą flotacji. Takie rudy np. w Szwecji wzbogaca się na stołach. Scheelite porwany z fluorytem w koncentracie flotacyjnym jest następnie odzyskiwany z tego koncentratu na stole.
W fabrykach w Rosji rudy szeelitu są wzbogacane przez flotację, uzyskując kondycjonowane koncentraty.
W zakładzie Tyrny-Auz ruda o zawartości 0,2% WO3 jest wykorzystywana do produkcji koncentratów o zawartości 6о% WO3 z ekstrakcją 82%. W zakładzie Chorukh-Dairon, przy tej samej rudzie pod względem zawartości VVO3, 72% WO3 uzyskuje się w koncentratach o ekstrakcji 78,4%; w zakładzie Koitash, z rudą zawierającą 0,46% W03 w koncentracie, otrzymuje się 72,6% W03 z odzyskiem W03 85,2%; w zakładzie Lyangar w rudzie 0,124%, w koncentratach - 72% z ekstrakcją 81,3% WO3. Dodatkowa separacja słabych produktów jest możliwa dzięki zmniejszeniu strat w odpadach. We wszystkich przypadkach, jeśli w rudzie obecne są siarczki, izoluje się je przed flotacją schelitu.
Zużycie materiałów i energii obrazują poniższe dane, kg/t:

Rudy wolframitu (hubnerytu) wzbogaca się wyłącznie metodami grawitacyjnymi. Niektóre rudy o nierównomiernym i gruboziarnistym rozrzucie, takie jak ruda Bukuki (Transbaikalia), mogą być wstępnie wzbogacane w ciężkie zawiesiny, oddzielające około 60% skały płonnej o uziarnieniu -26 + 3 MM o zawartości nie większej niż 0,03% WO3.
Jednak przy stosunkowo niskiej wydajności fabryk (nie więcej niż 1000 ton/dobę) pierwszy etap wzbogacania przeprowadza się w maszynach osadzarkowych, zwykle zaczynając od wielkości cząstek około 10 mm z grubo rozsianymi rudami. W nowych, nowoczesnych schematach, oprócz maszyn i stołów jiggingowych, stosuje się separatory śrubowe Humphreya, zastępując nimi część stołów.
Progresywny schemat wzbogacania rud wolframu przedstawiono na ryc. 39.
Wykończenie koncentratów wolframu zależy od ich składu.

Siarczki z koncentratów cieńszych niż 2 mm izoluje się metodą ciężkości flotacji: koncentraty po zmieszaniu z kwasem i odczynnikami flotacyjnymi (ksantogenian, oleje) przesyła się do tabeli stężeń; otrzymany koncentrat stołowy CO jest suszony i poddawany separacji magnetycznej. Koncentrat gruboziarnisty jest wstępnie kruszony. Siarczki z drobnych koncentratów ze stołów gnojowicy są izolowane przez flotację pianową.
Jeśli siarczków jest dużo, wskazane jest oddzielenie ich od drenażu hydrocyklonu (lub klasyfikatora) przed wzbogaceniem na stołach. Poprawi to warunki oddzielania wolframitu na stołach oraz podczas wykańczania koncentratów.
Zazwyczaj gruboziarniste koncentraty przed wykończeniem zawierają około 30% WO3 z odzyskiem do 85%. Dla ilustracji w tabeli. 86 pokazuje niektóre dane dotyczące fabryk.

Podczas wzbogacania grawitacyjnego rud wolframitu (hubneryt, ferberyt) ze szlamów o grubości poniżej 50 mikronów wydobycie jest bardzo niskie, a straty w części szlamowej znaczne (10-15% zawartości w rudzie).
Z szlamów przez flotację kwasami tłuszczowymi o pH=10, dodatkowe WO3 można odzyskać do produktów ubogich zawierających 7-15% WO3. Produkty te nadają się do obróbki hydrometalurgicznej.
Rudy wolframitu (hubnerytu) zawierają pewną ilość metali nieżelaznych, rzadkich i szlachetnych. Część z nich podczas wzbogacania grawitacyjnego przechodzi w koncentraty grawitacyjne i jest przenoszona do przeróbki odpadów przeróbczych. Koncentraty molibdenu, bizmutu-ołowiu, ołowiu-miedzi-srebra, cynku (zawierają kadm, ind) i pirytu można izolować metodą selektywnej flotacji z odpadów siarczkowych, a także z osadów, a produkt wolframowy może być również dodatkowo izolowany.

25.11.2019

W każdej branży, w której wytwarzane są produkty płynne lub lepkie: farmaceutyczna, kosmetyczna, spożywcza i chemiczna – wszędzie...

25.11.2019

Do tej pory ogrzewanie lustra to nowa opcja, która pozwala zachować czystą powierzchnię lustra przed gorącą parą po zabiegach wodnych. Dzięki...

25.11.2019

Kod kreskowy to symbol graficzny przedstawiający naprzemienne czarno-białe paski lub inne kształty geometryczne. Stosuje się go jako część znakowania ...

25.11.2019

Wielu właścicieli wiejskich osiedli mieszkaniowych, którzy chcą stworzyć najbardziej komfortową atmosferę w swoim domu, zastanawia się, jak prawidłowo wybrać palenisko do kominka, ...

25.11.2019

Zarówno w budownictwie amatorskim, jak i profesjonalnym bardzo popularne są rury profilowe. Z ich pomocą budują zdolne wytrzymać duże obciążenia ...

24.11.2019

Obuwie ochronne to element wyposażenia pracownika przeznaczony do ochrony stóp przed zimnem, wysokimi temperaturami, chemikaliami, uszkodzeniami mechanicznymi, elektrycznością itp...

24.11.2019

Wszyscy jesteśmy przyzwyczajeni, wychodząc z domu, koniecznie zajrzyjmy w lustro, by sprawdzić swój wygląd i jeszcze raz uśmiechnijmy się do naszego odbicia….

23.11.2019

Od niepamiętnych czasów głównymi sprawami kobiet na całym świecie było pranie, sprzątanie, gotowanie i wszelkiego rodzaju czynności, które przyczyniają się do organizacji komfortu w domu. Jednak wtedy...

Wolfram jest najbardziej ogniotrwałym metalem o temperaturze topnienia 3380°C. A to determinuje jego zakres. Nie da się też zbudować elektroniki bez wolframu, nawet żarnik w żarówce jest wolframowy.

I oczywiście właściwości metalu determinują trudności w jego uzyskaniu ...

Najpierw musisz znaleźć rudę. To tylko dwa minerały - schelit (wolframian wapnia CaWO 4) i wolframit (wolframian żelaza i manganu - FeWO 4 lub MnWO 4). Ta ostatnia znana jest od XVI wieku pod nazwą „wilcza piana” – po łacinie „Spuma lupi” lub po niemiecku „Wolf Rahm”. Minerał ten towarzyszy rudom cyny i przeszkadza w wytopie cyny, przekształcając ją w żużel. Dlatego można go znaleźć już w starożytności. Bogate rudy wolframu zawierają zwykle 0,2 - 2% wolframu. W rzeczywistości wolfram odkryto w 1781 roku.

Jednak znalezienie tego jest najprostszą rzeczą w górnictwie wolframu.
Dalej - rudę należy wzbogacić. Istnieje wiele metod i wszystkie są dość złożone. Po pierwsze, oczywiście. Następnie - separacja magnetyczna (jeśli mamy wolframit z wolframianem żelaza). Następna jest separacja grawitacyjna, ponieważ metal jest bardzo ciężki, a rudę można myć, podobnie jak przy wydobywaniu złota. Obecnie nadal stosują separację elektrostatyczną, ale jest mało prawdopodobne, że metoda będzie przydatna dla zabójcy.

Tak więc oddzieliliśmy rudę od skały płonnej. Jeśli mamy scheelit (CaWO 4), to następny krok można pominąć, a jeśli wolframit, to musimy go zamienić w scheelit. W tym celu wolfram jest ekstrahowany roztworem sody pod ciśnieniem i w podwyższonej temperaturze (proces odbywa się w autoklawie), a następnie neutralizowany i wytrącany w postaci sztucznego szeelitu, czyli tzw. wolframian wapnia.
Możliwe jest również spiekanie wolframitu z nadmiarem sody, wtedy otrzymujemy nie wapń, ale wolframian sodu, co nie jest tak istotne dla naszych celów (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O 3 + 4 CO 2).

Kolejne dwa etapy to wymywanie wodą CaWO 4 -> H 2 WO 4 i rozkład gorącym kwasem.
Możesz wziąć różne kwasy - chlorowodorowy (Na 2 WO 4 + 2HCl \u003d H 2 WO 4 + 2NaCl) lub azotowy.
W rezultacie wyodrębnia się kwas wolframowy. Ten ostatni jest kalcynowany lub rozpuszczany w wodnym roztworze NH3, z którego parawolframian jest krystalizowany przez odparowanie.
Dzięki temu możliwe jest otrzymanie głównego surowca do produkcji wolframu - trójtlenku WO 3 o dobrej czystości.

Oczywiście istnieje również sposób otrzymywania WO 3 z użyciem chlorków, gdy koncentrat wolframu traktuje się chlorem w podwyższonej temperaturze, ale ta metoda nie będzie prosta dla zabójcy.

Tlenki wolframu mogą być stosowane w metalurgii jako dodatek stopowy.

Mamy więc trójtlenek wolframu i pozostaje jeden etap - redukcja do metalu.
Są tu dwie metody - redukcja wodoru i redukcja węgla. W drugim przypadku węgiel i zawarte w nim zanieczyszczenia zawsze reagują z wolframem tworząc węgliki i inne związki. Dlatego wolfram wychodzi „brudny”, kruchy, a dla elektroniki bardzo pożądany jest czysty, ponieważ mając tylko 0,1% żelaza, wolfram staje się kruchy i nie da się z niego wyciągnąć najcieńszego drutu na włókna.
Proces techniczny z węglem ma jeszcze jedną wadę - wysoką temperaturę: 1300 - 1400°C.

Jednak produkcja z redukcją wodoru również nie jest darem.
Proces redukcji odbywa się w specjalnych piecach rurowych, ogrzewanych 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 WO 2, a 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”.

Tak więc otrzymaliśmy czysty metaliczny wolfram w postaci najmniejszego proszku.
Ale to jeszcze nie jest sztabka metalu, z której można coś zrobić. Metal otrzymuje się metodą metalurgii proszków. Oznacza to, że jest najpierw prasowany, spiekany w atmosferze wodoru w temperaturze 1200-1300 ° C, a następnie przepływa przez niego prąd elektryczny. Metal jest podgrzewany do 3000 °C i następuje spiekanie w monolityczny materiał.

Jednak raczej nie potrzebujemy wlewków ani nawet prętów, ale cienkiego drutu wolframowego.
Jak rozumiesz, tutaj znowu nie wszystko jest takie proste.
Ciągnienie drutu odbywa się w temperaturze 1000°C na początku procesu i 400-600°C na końcu. W tym przypadku podgrzewany jest nie tylko drut, ale także matryca. Ogrzewanie odbywa się za pomocą płomienia palnika gazowego lub grzejnika elektrycznego.
Jednocześnie drut wolframowy po ciągnieniu jest powlekany smarem grafitowym. Powierzchnię drutu należy oczyścić. Czyszczenie odbywa się poprzez wyżarzanie, trawienie chemiczne lub elektrolityczne, polerowanie elektrolityczne.

Jak widać, zadanie uzyskania prostego żarnika wolframowego nie jest tak proste, jak się wydaje. I tutaj opisane są tylko główne metody, na pewno jest wiele pułapek.
I oczywiście nawet teraz wolfram jest drogim metalem. Teraz kilogram wolframu kosztuje ponad 50 dolarów, ten sam molibden jest prawie dwa razy tańszy.

W rzeczywistości istnieje kilka zastosowań wolframu.
Oczywiście główne to radio i elektrotechnika, do której idzie drut wolframowy.

Kolejna to produkcja stali stopowych, które wyróżniają się szczególną twardością, elastycznością i wytrzymałością. Dodany wraz z chromem do żelaza daje tzw. stale szybkotnące, które zachowują swoją twardość i ostrość nawet po podgrzaniu. Służą do wykonywania frezów, wierteł, frezów, a także innych narzędzi skrawających i wiercących (ogólnie w narzędziu wiertniczym jest dużo wolframu).
Ciekawe stopy wolframu z renem - wykonuje się z niego termopary wysokotemperaturowe, pracujące w temperaturach powyżej 2000°C, choć tylko w atmosferze obojętnej.

Cóż, kolejnym ciekawym zastosowaniem są elektrody wolframowe do spawania elektrycznego. Takie elektrody nie podlegają zużyciu i konieczne jest doprowadzenie do miejsca spawania kolejnego drutu metalowego, aby zapewnić jeziorko spawalnicze. Elektrody wolframowe znajdują zastosowanie w spawaniu łukiem argonowym - do spawania metali nieżelaznych takich jak molibden, tytan, nikiel, a także stali wysokostopowych.

Jak widać, produkcja wolframu nie pochodzi z czasów starożytnych.
A dlaczego jest wolfram?
Wolfram można uzyskać tylko przy budowie elektrotechniki - przy pomocy elektrotechniki i dla elektrotechniki.
Brak prądu - brak wolframu, ale też go nie potrzebujesz.

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

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 głównego i pomocniczego sprzętu wzbogacającego, pod względem jego 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 zgromadzone

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

Oprócz powyższych negatywnych tendencji, począwszy od lat 90. sytuacja środowiskowa w przedsiębiorstwach wydobywczych 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 przeróbcze są słabo zbadanymi złożami wytworzonymi przez człowieka, których wykorzystanie zapewni dodatkowe

źródła rud i surowców mineralnych o 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 poflotacyjnych, a także szeroka gama zawartych w nich minerałów (od składników 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, SB. Leonow, LA 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 specyfiki,

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

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.

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. Wyznaczane są predykcyjne wskaźniki technologiczne wzbogacania grawitacyjnego wyjściowych surowców mineralnych w inny rozmiar.

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

Skład materiałowy surowców mineralnych

Podczas badania składowiska odpadów wtórnych (awaryjne składowisko odpadów poflotacyjnych (HAS)) pobrano 35 próbek bruzd z dołów i zrzutów 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. Główne składowisko odpadów poflotacyjnych (MTF) zostało zbadane 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 nierównomiernie uziarnionych do mułów składających się z piasków pylastych, na powierzchni ok. 115 tys. m (11% powierzchni złoża technogenicznego) przepuszczono 8 wyrobisk (10 % liczby 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, pylaste piaski -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, przebadane 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) . Z prawdopodobieństwem ufności 95% ustalono: - brak istotnej statystycznej różnicy w zawartości WO3 pomiędzy poszczególnymi próbkami 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. W przekroju stanowią warstwę warstwową o szarej, zielonkawo-szarej barwie z naprzemiennymi piaskami drobnoziarnistymi z przekładkami namułów. Objętość mułów w sekcji piasków pylastych wzrasta w kierunku południowo-wschodnim, gdzie muły stanowią główną część sekcji.

Namuły 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 jednolita, bardziej masywna faktura z mniej wyraźnym i mniej wyraźnym uwarstwieniem. Namuły zalegają piaski pylaste i zalegają u podstawy koryta – osady aluwialno-deluwialne. Charakterystyki granulometryczne 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 i 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 stosuje się separację magnetyczną na mokro do separacji zawartego w rudzie pirotytu i magnetytu, 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 wykorzystania 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 grawitacyjny wciągany 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 przechodzi we flotację siarczków, a ogony flotacyjne poddaje się separacji magnetycznej w celu uzyskania koncentratów schelitowych i kasyterytowo-wolframitowych. 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, w tym 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 w Kantung (Kanada) proces flotacji szeelitu komplikuje obecność talku w rudzie, dlatego też 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 umożliwiło uzyskanie 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 pomyślnego wydobycia 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 uczynienia kroku w kierunku udanej 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 użytku przemysłowego, a nieświeże odpady przerabiane są do dodatkowych przemysłowych surowców mineralnych 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 odśrodkowa. 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