Skicka ditt goda arbete i kunskapsbasen är enkelt. Använd formuläret nedan

Studenter, doktorander, unga forskare som använder kunskapsbasen i sina studier och arbete kommer att vara er mycket tacksamma.

Postat på http:// www. allt bäst. sv/

Navoi Mining and Metallurgical Combine

Navoi State Mining Institute

Fakulteten för kemi och metallurgi

Institutionen för metallurgi

Förklarande anteckning

för det slutliga kvalificeringsarbetet

på ämnet: "Val, motivering och beräkning av teknik för bearbetning av volfram-molybdenmalm"

Utexaminerad: K. Saifiddinov

Navoi-2014

• Introduktion
• 1. Allmän information om metoderna för anrikning av volframmalmer
• 2. Anrikning av molybden-volframmalmer
• 2. Tekniksektionen
• 2.1 Beräkning av krossningsschemat med val av utrustning
• 2.2 Beräkning av malningsschemat
• 2.3 Urval och beräkning av SAG-bruk
• Lista över begagnad litteratur

Introduktion

Mineraler är grunden för den nationella ekonomin, och det finns inte en enda industri där mineraler eller produkter från deras bearbetning inte används.

Betydande mineralreserver av många fyndigheter i Uzbekistan gör det möjligt att bygga stora högmekaniserade gruv- och process- och metallurgiska företag som utvinner och bearbetar många hundra miljoner ton mineraler med höga tekniska och ekonomiska indikatorer.

Gruvindustrin sysslar med fasta mineraler från vilka det med nuvarande tekniknivå är tillrådligt att utvinna metaller eller andra mineralämnen. De viktigaste förutsättningarna för utvecklingen av mineralfyndigheter är att öka deras utvinning från tarmarna och deras integrerade användning. Detta beror på:

- betydande material- och arbetskostnader vid prospektering och industriell utveckling av nya fyndigheter;

- det växande behovet av olika sektorer av den nationella ekonomin av nästan alla mineralkomponenter som utgör malmen;

- behovet av att skapa avfallsfri teknik och därigenom förhindra miljöföroreningar genom produktionsavfall.

Av dessa skäl bestäms möjligheten till industriell användning av en fyndighet inte bara av mineralets värde och innehåll, dess reserver, geografiska läge, gruv- och transportförhållanden, andra ekonomiska och politiska faktorer, utan också av tillgången på en effektiv teknik för bearbetning av utvunna malmer.

1. Allmän information om metoderna för anrikning av volframmalmer

Volframmalmer anrikas som regel i två steg - primär gravitationskoncentration och efterbehandling av grovkoncentrat med olika metoder, vilket förklaras av det låga innehållet av volfram i bearbetade malmer (0,2 - 0,8% WO3) och höga kvalitetskrav för konditionerad koncentrat (55 - 65% WO3), den totala anrikningen är cirka 300 - 600.

Wolframit (hubnerit och ferberit) primära malmer och placers innehåller vanligtvis ett antal andra tunga mineraler, därför tenderar de under den primära gravitationsanrikningen av malmer att isolera kollektiva koncentrat som kan innehålla från 5 till 20 % WO3, såväl som kassiterit, tantalit-columbite, magnetit, sulfider, etc. Vid bearbetning av kollektiva koncentrat är det nödvändigt att erhålla konditionerade monominerala koncentrat, för vilka flotation eller flotation av sulfider, magnetisk separation av magnetit i ett svagt magnetfält, och i ett starkare - wolframit kan användas. Det är möjligt att använda elektrisk separation, gravitationsanrikning på tabeller, flotation av gråbergmineraler och andra processer för separering av mineraler, så att de färdiga koncentraten uppfyller kraven i GOST och tekniska specifikationer, inte bara när det gäller innehållet i basen metall, men också när det gäller innehållet av skadliga föroreningar.

Med hänsyn till den höga densiteten av volframmineraler (6 - 7,5 g / cm 3) kan gravitationsanrikningsmetoder framgångsrikt användas under anrikning på jiggmaskiner, koncentrationstabeller, lås, jet- och skruvseparatorer etc. Med fin spridning av värdefulla mineraler , flotation eller en kombination av gravitationsprocesser med flotation. Med hänsyn till möjligheten av wolframit-slam under gravitationsanrikning används flotation som en hjälpprocess även vid anrikning av grovt spridda wolframitmalmer för en mer fullständig utvinning av volfram från slem.

Om det finns stora volframrika bitar av volfram eller stora bitar av gråberg i malmen, kan sortering av malm med en partikelstorlek på 150 + 50 mm på bandtransportörer användas för att separera rikt klumpigt koncentrat eller stenbitar som utarmar malm som levereras för anrikning.

Vid anrikning av scheelitemalmer används även gravitation, men oftast en kombination av gravitationsmetoder med flotation och flotation gravitation, eller enbart flotation.

Vid sortering av scheelitemalmer används självlysande installationer. Scheelite, när den bestrålas med ultravioletta strålar, lyser med ett starkt blått ljus, vilket gör det möjligt att separera bitar av scheelite eller bitar av gråberg.

Scheelit är ett lätt flytbart mineral som kännetecknas av en hög slamkapacitet. Utvinningen av scheelite ökar avsevärt med flotationsanrikning jämfört med gravitationen, därför har flotation nu använts vid alla fabriker vid anrikning av scheelitemalmer i OSS-länderna.

Under flotationen av volframmalmer uppstår ett antal svåra tekniska problem som kräver rätt lösning beroende på materialsammansättning och sammansättning av enskilda mineral. I processen för flotation av wolframit, hübnerit och ferberit är det svårt att separera från dem oxider och hydroxider av järn, turmalin och andra mineraler som innehåller deras flotationsegenskaper med volframmineraler.

Scheelitflotation från malmer med kalciumhaltiga mineraler (kalcit, fluorit, apatit etc.) utförs av anjoniska fettsyrauppsamlare, som säkerställer deras goda flytbarhet med kalciumkatjoner av scheelit och andra kalciumhaltiga mineraler. Separationen av scheelite från kalciumhaltiga mineraler är endast möjlig med användning av sådana regulatorer som flytande glas, natriumkiselfluorid, soda, etc.

2. Anrikning av molybden-volframmalmer

På Tyrnyauzskaya Molybden-volframmalmer från Tyrnyauz-fyndigheten anrikas vid anläggningen, vilka är komplexa när det gäller materialsammansättning, inte bara av värdefulla mineraler med mycket fin spridning, utan också av tillhörande mineraler av gångberg. Malmmineraler - scheelit (tiondelar av en procent), molybdenit (hundradelar av en procent), powellit, delvis ferrimolybdit, karbonat, vismut, pyrrotit, pyrit, arsenopyrit. Icke-metalliska mineraler - skarns (50-70%), hornfelses (21-48%), granit (1-12%), marmor (0,4-2%), kvarts, fluorit, kalcit, apatit (3-10%) och så vidare.

I den övre delen av fyndigheten representeras 50–60 % molybden av powellit och ferrimolybdit, i den nedre delen minskar deras innehåll till 10–20 %. Scheelit innehåller molybden som en isomorf förorening. Den del av molybdenit som oxideras från ytan är täckt med en film av powellit. En del av molybden växer mycket fint med molybdoscheelit.

Mer än 50 % av oxiderat molybden är associerat med scheelite i form av inneslutningar av powellite, en nedbrytningsprodukt av den fasta lösningen Ca(W, Mo)O4. Liknande former av volfram och molybden kan endast isoleras till ett kollektivt koncentrat med efterföljande separation med en hydrometallurgisk metod.

Sedan 1978 har malmberedningen helt ombyggts vid verket. Tidigare har malm efter grov krossning vid gruvan transporterats till anläggningen i vagnar med linbana. I fabrikens krossavdelning krossades malmen till - 12 mm, lastades av i bunkrar och krossades sedan i ett steg i kulkvarnar som arbetade i en sluten cykel med dubbelspiralklassificerare, upp till 60 % av klassen - 0,074 mm .

En ny malmberedningsteknik utvecklades gemensamt av Mekhanobr Institute och anläggningen och togs i drift i augusti 1978.

Malmberedningsschemat möjliggör grovkrossning av den initiala malmen upp till -350 mm, siktning enligt klassen 74 mm, separat lagring av varje klass i bunkrar för att mer exakt kontrollera tillgången på stora och små klasser av malm till den självslipande kvarnen.

Självslipning av grovkrossad malm (-350 mm) utförs i kvarnar av typen "Cascade" med en diameter på 7 m (MMS-70X X23) med ytterligare malning av grovkornig fraktion till 62% av klassen - 0,074 mm i kvarnar MSHR-3600X5000, som arbetar i en sluten cykel med enspiralklassificerare 1KSN-3 och placeras i en ny byggnad på en bergssluttning på cirka 2000 m över havet mellan gruvan och den arbetande fabriken.

Tillförseln av den färdiga produkten från den självslipande kroppen till flotation sker genom hydraulisk transport. Vattentransportvägen är en unik teknisk struktur som säkerställer transport av flytgödsel vid en höjdskillnad på mer än 600 m. Den består av två rörledningar med en diameter på 630 mm, en längd på 1750 m, utrustade med stillbildsbrunnar med en diameter på 1620 mm och en höjd av 5 m (126 brunnar för varje rörledning).

Användningen av det hydrauliska transportsystemet gjorde det möjligt att likvidera järnvägsverkstaden för godstransporter, mellan- och finkrossningsbyggnaden och MshR-3200X2100-bruken vid bearbetningsanläggningen. I fabrikens huvudbyggnad byggdes och togs två huvudflotationssektioner, nya avdelningar för scheelite- och molybdenbearbetning, en smältverkstad för flytande glas och cirkulerande vattenförsörjning i drift. Den förtjockande fronten av råflotationskoncentrat och mellanprodukter har utökats avsevärt på grund av installationen av förtjockare med en diameter på 30 m, vilket gör det möjligt att minska förlusterna med förtjockande avlopp.

Nystartade anläggningar är utrustade med moderna processtyrningssystem och lokala automationssystem. Så i den självslipande byggnaden fungerar ett automatiserat kontrollsystem i direktkontrollläget baserat på M-6000-datorer. I huvudbyggnaden infördes ett system för centraliserad styrning av massans materialsammansättning med hjälp av röntgenspektrumanalysatorerna KRF-17 och KRF-18 i kombination med en dator M-6000. Ett automatiserat system för provtagning och leverans av prover (med pneumatisk post) till expresslaboratoriet bemästrades, kontrollerades av datorkomplexet KM-2101 och utfärdade analyser till en teletyp.

Ett av de svåraste bearbetningsstegen - finjustering av grova scheelitekoncentrat enligt metoden av N. S. Petrov - är utrustad med ett automatiskt kontroll- och ledningssystem som kan fungera antingen i "rådgivare" -läge till flotationsoperatören eller i direkt processkontrollläge, justering av suppressorflödet (vätskeglas), massanivå vid rengöringsoperationer och andra processparametrar.

Flotationscykeln för sulfidmineraler är utrustad med automatiska kontroll- och doseringssystem för kollektorn (butylxantat) och suppressorn (natriumsulfid) i koppar-molybdenflotationscykeln. Systemen arbetar med jonselektiva elektroder som sensorer.

I samband med ökningen av produktionsvolymen övergick fabriken till bearbetning av nya malmsorter, som utmärker sig genom en lägre halt av vissa metaller och en högre grad av deras oxidation. Detta krävde en förbättring av reagenssättet för flotation av sulfidoxiderade malmer. I synnerhet användes en progressiv teknisk lösning i sulfidcykeln - en kombination av två aktiva och selektiva typer av skumkoncentrat. Som ett aktivt skummedel används reagens innehållande terpenalkoholer och som selektivt medel ett nytt LS-reagens utvecklat för anrikning av flerkomponentmalmer, och främst Tyrnyauz.

I flotationscykeln av oxiderade mineraler använder fettsyrauppsamlare intensifierande tillsatser av ett modifieringsreagens baserat på lågmolekylära karboxylsyror. För att förbättra flotationsegenskaperna hos massan från cirkulerande mellandjur har reglering av deras jonsammansättning införts. Metoderna för kemisk förädling av koncentrat har fått bredare tillämpning.

Från den självslipande kvarnen går malmen till sållning. Klass +4 mm omslipas i kulkvarn. Kvarnens utlopp och undersilprodukten (-4 mm) är klassificerade I och II.

690 g/t soda och 5 g/t transformatorolja matas in i kulkvarnen. Klassificeringsavloppet går in i huvudflotationen av molybden, där 0,5 g/t xantat och 46 g/t terpineol matas. Efter rengöring av flotation I och II utsätts molybdenkoncentrat (1,2–1,5 % Mo) för ångning med flytande glas (12 g/t) vid 50–70°C, rengöring av flotation III och omslipning till 95–98 % klass --0,074 mm med tillförsel av 3 g/t natriumcyanid och 6 g/t flytande glas.

Det färdiga molybdenkoncentratet innehåller cirka 48% Mo, 0,1% Cu och 0,5% WO3 med en Mo-återvinning på 50%. Avfallet från kontrollflotationerna av III och IV rengöringsoperationer förtjockas och skickas till koppar-molybdenflotation med tillförsel av 0,2 g/t xantat och 2 g/t fotogen. Det två gånger rengjorda koppar-molybdenkoncentratet efter ångning med natriumsulfid går in i selektiv flotation, där ett kopparkoncentrat innehållande 8–10 % Cu (med en extraktion på ca 45 %), 0,2 % My 0,8 % Bi frigörs.

Svansarna av kontrollmolybdenflotationen, innehållande upp till 0,2% WO3, skickas till scheelitflotation, som utförs enligt ett mycket grenat och komplext schema. Efter blandning med flytande glas (350 g/t) utförs huvudscheelitflotationen med natriumoleat (40 g/t). Efter den första rengöringen ångas flotation och förtjockning till 60 % fast scheelitekoncentrat med flytande glas (1600 g/t) vid 80--90 °C. Vidare rengörs koncentratet ytterligare två gånger och går igen till ångning vid 90--95 ° C med flytande glas (280 g / t) och rengörs igen tre gånger.

2. Tekniksektionen

2.1 Beräkning av krossningsschemat med val av utrustning

Koncentreringsanläggningen som designas är avsedd för bearbetning av molybdenhaltiga volframmalmer.

Malm av medelstorlek (f=12±14 enheter på skalan av professor Protodyakonov) kännetecknas av en densitet på c = 2,7 t/m 3 , den går in i fabriken med en fukthalt på 1,5%. Max styck d=1000 mm.

När det gäller produktivitet tillhör bearbetningsanläggningen kategorin medelhög produktivitet (tabell 4/2/), enligt den internationella klassificeringen - till grupp C.

Till fabriken malm D max . =1000 mm tillförs från dagbrottsbrytning.

1. Bestäm produktiviteten för grovkrossningsverkstaden. Vi beräknar prestandan enligt Razumov K.A. 1, sid. 39-40. Projektet antog leverans av malm 259 dagar om året, i 2 skift på 7 timmar, 5 dagar i veckan.

Malmhårdhetsfaktor /2/

där: Q c. övrigt - daglig produktivitet i krossverkstaden, t/dag

Koefficient med hänsyn till råvarornas ojämna egenskaper /2/

där: Q h..c. dr - timmes produktivitet i krossverkstaden, t/h

k n - koefficient med hänsyn till råvarornas ojämna egenskaper,

n dagar - det uppskattade antalet arbetsdagar under ett år,

n cm - antal skift per dag,

t cm - skifttid,

k" - redovisningsfaktor för malmhårdhet,

Beräkning av den årliga arbetstidsfonden:

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

Användning över tid:

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

2. Beräkning av krossningsschemat. Vi utför beräkningen enligt sidorna 68-78 2.

Enligt uppdraget är fukthalten i den initiala malmen 1,5 %, d.v.s. e.

Beräkningsprocedur:

1. Bestäm graden av krossning

2. Vi accepterar graden av krossning.

3. Bestäm den maximala produktstorleken efter krossning:

4. Låt oss bestämma bredden på krossens avlastningsspalter, enligt de typiska egenskaperna, Z - förgrovning av den krossade produkten i förhållande till storleken på lossningsgapet.

5. Kontrollera att det valda krossschemat överensstämmer med den tillverkade utrustningen.

De krav som krossarna måste uppfylla visas i Tabell 1.

bord 1

Beroende på bredden på insugningsöppningen och intervallet för justering av utloppsgapet är krossar av märket ShchDP 12X15 lämpliga.

Låt oss beräkna prestanda för krossen enligt formeln (109/2/):

Q katt. \u003d m 3 / h

Q-fraktion. = Q kat. · med n · k f · k cr. k ow. k c, m 3 / h (7)

där c n - bulkdensitet av malm = 1,6 t / m 3,

Q katt. - passkrossprestanda, m 3/h

K F . , kow. , k kr, k c - korrektionsfaktorer för malmens hårdhet (krossbarhet), bulkdensitet, finhet och fukthalt.

Värdet på koefficienterna hittas enligt tabellen k f =1,6; kcr = 1,05; k ow. =1%;

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

Låt oss hitta krossens faktiska prestanda för de förhållanden som definieras av projektet:

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

Baserat på resultaten av beräkningen bestämmer vi antalet krossar:

Vi accepterar för installation ShchDP 12 x 15 - 1 st.

2.2 Beräkning av malningsschemat

Slipschemat som valts i projektet är ett slags VA Razumov K.A. sida 86.

Beräkningsprocedur:

1. Bestäm timproduktiviteten för slipverkstaden , vilket faktiskt är timproduktiviteten för hela fabriken, eftersom malningsverkstaden är den huvudsakliga malmberedningsbyggnaden:

där 343 är antalet arbetsdagar på ett år

24 - kontinuerlig arbetsvecka 3 skift à 8 timmar (3x8=24 timmar)

K in - koefficient för utrustningsutnyttjande

K n - koefficient med hänsyn till råvarornas ojämna egenskaper

Vi accepterar: K i \u003d 0,9 K n \u003d 1,0

Lagret med grovkrossad malm ger två dagars leverans av malm:

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

Vi accepterar initiala uppgifter

Låt oss överväga flytande i avloppet och klassificeringssand:

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

(R 13 taget från rad 2 sida 262 beroende på storleken på plommonet)

i 1 -0,074 \u003d 10% - klassinnehåll - 0,074 mm i krossad malm

i 10 -0,074 \u003d 80% - innehållet i klassen är 0,074 mm i klassificeringsavloppet.

Vi accepterar den optimala cirkulationsbelastningen C opt = 200%.

Beräkningsprocedur:

Slipsteg I och II representeras av ett diagram av BA-typ s. 86 fig. 23.

Beräkningen av schema B reduceras till att bestämma vikterna för produkter 2 och 5 (produktutbyten hittas av den allmänna formeln 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 %

Vi utför beräkningen enligt Razumov K.A. 1 s. 107-108.

1. Beräkning av schema 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 %

Obogs tekniska schemascheniyamolybden-volframmalmer.

Beräkningpåkvalitativt-kvantitativt system.

Inledande data för beräkning av kvalitativ-kvantitativa systems.

Extraktion av volfram till slutkoncentratet - e volfram 17 = 68%

Extraktion av volfram i det samlade koncentratet - e volfram 15 = 86%

Extraktion av volfram till molybdenkoncentrat - e volfram 21 = 4%

Extraktion av molybden i slutkoncentratet - e Mo 21 = 77 %

Återvinning av molybden i avfallet från volframflotation - e Mo 18 = 98 %

Återvinning av molybden i kontrollflotationskoncentratet - e Mo 19 =18 %

Extraktion av molybden i det kollektiva koncentratet - e Mo 15 \u003d 104%

Produktionen av det kollektiva koncentratet - g 15 = 36 %

Utgången av volframkoncentrat - g 17 = 14 %

Utgången av molybdenkoncentrat - g 21 \u003d 15%

Effekten av koncentratet från kontrollflotationen - g 19 = 28 %

Bestäm avkastningen av anrikningsprodukter

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%

Bestäm massan av anrikningsprodukter

F 13 = 127,89 t/h

F 1 4 = F 13 XG 14 = 127,89×1,35=172,6 t/h

F 1 5 = F 13 XG 15 = 127,89×0,36=46,0 t/h

F 1 6 = F 13 XG 16 = 127,89×0,99=126,6t/h

F 1 7 = F 13 XG 17 = 127,89×0,14=17,9 t/h

F 1 8 = F 13 XG 18 = 127,89×0,22=28,1 t/h

F 1 9 = F 13 XG 19 = 127,89×0,28=35,8 t/h

F 20 = F 13 XG 20 = 127,89×0,71=90,8 t/h

F 21 = F 13 XG 21 = 127,89×0,15=19,1 t/h

F 22 = F 13 XG 22 = 127,89×0,07=8,9 t/h

Bestäm utvinningen av anrikningsprodukter

För volfram

e volfram 13 =100 %

e volfram 18 = e volfram 15 - e volfram 17 =86-68=28 %

e volfram 22 = e volfram 18 - e volfram 21 =28-14=14 %

e volfram 14 = e volfram 13 + e volfram 22 + e volfram 19 =100+14+10=124 %

e volfram 16 = e volfram 14 - e volfram 15 =124-86=38%

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

e volfram 19 = e volfram 16 - e volfram 20 =38-28=10 %

för molybden

e Mo 13 =100%

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

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

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

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

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

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

Bestäm mängden metaller i produkten Åh berikning

För volfram

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 %

För molybden

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 %

Tabell 3. Tabell över det kvalitativa-kvantitativa anrikningssystemet

driftnummer prod.		Q, t/h	, %	koppar , %	koppar , %	zink , %	zink , %
jag	Slipsteg I
	ankommer
	krossad malm
	kommer ut
	krossad malm
II	Klassificering
	ankommer
	Izmelbchennse produkten jagKonst. slipning
	Izmelbchennse produkten II st .slipning
	kommer ut
	dränera
	sandstrand
III	Slipning I jag skede
	ankommer
	Sands klassificering
	kommer ut
	krossadse produkten
IV	Kollektiv Wo 3 -Mo flotation
	ankommer
	Avloppsklassificering
	SvansarMo flotationoch
	kommer ut
	koncentrera
	svanss
V	Kontrollera flytning
	ankommer
	Svanskollektiv flotation
	kommer ut
	koncentrera
	svanss
VI	Volfram flotation
	ankommer
	Koncentrerakollektiv flotation
	kommer ut
	koncentrera
	svanss
	Mo flotation
	ankommer
	Svanss Wo 3 flotation
	kommer ut
	koncentrera
	svanss

Beräkning av vattengödselsystemet .

Syftet med beräkningen av vatten-slurry-schemat är: att säkerställa optimala W:T-förhållanden vid driften av systemet; bestämning av mängden vatten som tillsätts under operationer eller, omvänt, frigörs från produkter under dehydreringsoperationer; fastställande av relationer W:T i produkterna i systemet; bestämning av det totala vattenbehovet och specifik vattenförbrukning per ton bearbetad malm.

För att få höga tekniska indikatorer för malmbearbetning måste varje operation av det tekniska schemat utföras vid optimala värden av L:T-förhållandet. Dessa värden är fastställda baserat på malmtvättbarhetstester och driftpraxis för drift av processanläggningar.

Den relativt låga specifika vattenförbrukningen per ton bearbetad malm förklaras av förekomsten av en fabriksintern vattencirkulation vid anläggningen som designas, eftersom förtjockningsmedelsöverflöden matas in i malningsklassificeringscykeln. Vattenförbrukningen för spolning av golv, tvättanordningar och för andra ändamål är 10-15 % av den totala förbrukningen.

Tabell 3. Tabell över det kvalitativa-kvantitativa anrikningssystemet.

öppet nr.walkie-talkies prod.	Namn på verksamhet och produkter	Q, t/h	, %	R	W
jag	Slipsteg I
	ankommer
	krossad malm			0 , 0 25
	kommer ut
	krossad malm
II	Klassificering
	ankommer
	Izmelbchennse produkten jagKonst. slipning
	Izmelbchennse produkten II st .slipning
	kommer ut
	dränera
	sandstrand
III	Slipning I jag skede
	ankommer
	Sands klassificering
	kommer ut
	krossadse produkten
IV	Kollektiv Wo 3 -Mo flotation
	ankommer
	Avloppsklassificering
	Kontrollera flotationskoncentrat
	Mo svansar flotationoch
	kommer ut
	koncentrera
	Svanss
V	Kontrollera flytning
	ankommer
	Svanskollektiv flotation
	kommer ut
	koncentrera
	Svanss
VI	Volfram flotation
	Går in
	Koncentrerakollektiv flotation
	kommer ut
	Koncentrera
	Svanss
	Mo flotation
	Går in
	Svanss volframflotation
	kommer ut
	koncentrera
	svanss

Val och beräkning av kross.

Valet av krosstyp och storlek beror på malmens fysiska egenskaper, önskad krosskapacitet, storleken på den krossade produkten och malmens hårdhet.

Volfram-molybdenmalm i form av styrka är en malm med medelstyrka.

Den maximala storleken på en malmbit som kommer in i krossningsoperationen är 1000 mm.

För att krossa malmen som kommer från gruvan accepterar jag en käftkross med en enkel gungning av käften SHDP 12x15 för installation. *

Krossprestanda, Q är lika med:

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

där q - specifik produktivitet för en käftkross per 1 cm 2 av utloppsspårets area, t/(cm 2 * h);

L är längden på käftkrossens avlastningsgap, cm;

i - bredd på utloppsöppningen, se /4/

Enligt praxis för krossavdelningen på bearbetningsanläggningen är käftkrossens specifika produktivitet 0,13 t/cm 2 * timme.

Käkkrossens prestanda bestäms av:

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

Krossen som accepteras för installation ger den specificerade produktiviteten för malm.

Den maximala storleken på en bit i krossmatningen kommer att vara:

120 * 0,8 = 96 cm.

Val och beräkning av gallerskärm

Ett 95 cm (950 mm) galler installeras framför krossen.

Det erforderliga screeningområdet bestäms av formeln:

där Q* - produktivitet, t/h;

a - koefficient lika med bredden på gapet mellan gallret, mm. /5/ Enligt utformningsförhållandena tas gallrets bredd lika med 2,7 m, längden är 4,5 m.

Praxis från fabrikens krossavdelning visar att malmen som levereras från stenbrottet innehåller cirka 4,5 % av stycken större än 950 mm. Bitar av denna storlek levereras av en frontlastare till malmgården, där de krossas och återigen matas av en lastare till gallret.

2.3 Urval och beräkning av SAG-bruk

Nyligen, vid bearbetning av guldhaltiga malmer i världen och inhemsk praxis i det första steget av malning, har semi-autogena malningsverk med efterföljande cyanidering blivit vanligare. I det här fallet är förlusten av guld med järnskrot och flis utesluten, förbrukningen av cyanid under cyanidering minskas och de sanitära förhållandena för arbete med kvartsilikatmalmer förbättras. Därför accepterar jag en semi-autogen malning (SAG) kvarn för installation i det första steget av malningen.

1. Vi hittar den specifika produktiviteten för den nybildade klassen av det operativa bruket PSI, t / (m 3 * h):

där Q är produktiviteten för det arbetande bruket, t/h;

- innehållet av klassen -0,074 mm i utloppet från bruket, %;

- innehållet i klassen -0,074 mm i originalprodukten, %;

D - diametern på den arbetande kvarnen, m;

L är längden på den arbetande kvarnen, m.

2. Vi bestämmer den specifika produktiviteten för den designade kvarnen enligt den nybildade klassen:

där q 1 är den specifika produktiviteten för en arbetande kvarn för samma klass;

K och - koefficient med hänsyn till skillnader i malbarheten hos malmen som är konstruerad för bearbetning och bearbetad malm (Ki=1);

K k är en koefficient som tar hänsyn till skillnaden i storleken på de initiala och slutliga malningsprodukterna vid de befintliga och planerade fabrikerna (K k =1);

K D - koefficient med hänsyn till skillnaden i diametrarna på trummorna i de konstruerade och arbetande kvarnarna:

K D = ,

där D och D 1 respektive de nominella diametrarna för trummorna konstruerade för installation och drift av kvarnar. (KD=1,1);

K t - koefficient med hänsyn tagen till skillnader i typ av konstruerade och driftsatta kvarnar (Kt=1).

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

Jag accepterar för installation den självslipande kvarnen "Kaskad" med en diameter på 7 m och en längd på 2,3 m med en arbetsvolym på 81,05 m 3

3. Vi bestämmer produktiviteten hos kvarnar för malm enligt formeln:

där V är brukets arbetsvolym. /4/

4. Bestäm det uppskattade antalet fabriker:

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

då blir det accepterade värdet lika med 1 . Mill "Kaskad" tillhandahåller den angivna prestandan.

Skärmval och beräkning II screeningsstadier .

Tömning av halvsjälvslipande kvarnar med pumpar...

Liknande dokument

Val av det tekniska systemet för anrikning av järnmalm. Beräkning av effekt och val av typ av anrikningsseparator. Bestämning av prestanda för separatorer för torr magnetisk separation med toppmatning. Tekniska parametrar för separator 2PBS-90/250.

kontrollarbete, tillagt 2014-01-06


Bestämning av den totala krossningsgraden för krossverkstaden. Val av krossningsgrad. Beräkning och val av krossar, gallersil. Beräkning av skärmen för det andra steget av krossning. Beräkning av slipschemat och val av utrustning för slipning och klassificering.

terminsuppsats, tillagd 2016-01-20


Studiet av malmens materialsammansättning. Val och beräkning av kvarnar i det första och andra steget av malning, hydrocykloner, magnetiska separatorer. Beräkning av slammet för avsmalningsoperationen. Koncentrera kvalitetskraven. Beräkning av vattengödselsystemet.

terminsuppsats, tillagd 2015-04-15


Val och motivering av schemat för malning, klassificering och anrikning av malm. Beräkning av produktutbyte och metallhalt. Beräkning av kvalitativt-kvantitativt och vattenslamschema. Metoder för teknisk processkontroll med hjälp av automatisering.

terminsuppsats, tillagd 2011-10-23


Val och motivering av krossnings- och malningsschemat, krossnings-, klassificerings- och malningsutrustning. Egenskaper för storleken på den ursprungliga malmen. Beräkning av krossningssteg, siktar, kvarnar, klassificerare. Siktstorleksegenskaper.

terminsuppsats, tillagd 2013-11-19


Geologiska egenskaper hos fyndigheten. Egenskaper för den bearbetade malmen, utveckling och beräkning av dess krossningssystem. Val och beräkning av utrustning till krossavdelningen. Bestämning av antalet skift och arbetskostnader för tillhandahållande av krossteknik.

terminsuppsats, tillagd 2012-02-25


Teknik för anrikning av järnmalm och koncentrat, analys av erfarenheter från utländska företag. Egenskaper för malmens mineralsammansättning, krav på koncentratets kvalitet. Teknologisk beräkning av vattenslam och kvalitativ-kvantitativt anrikningsschema.

terminsuppsats, tillagd 2011-10-23


Konstruktion av ett kvalitativt-kvantitativt schema för förberedande operationer för krossning, siktning av järnmalm: val av metod, produktutbyte. Översikt över rekommenderad utrustning. Magnetisk gravitationsteknik och flotationsanrikning av järnmalm.

terminsuppsats, tillagd 2012-09-01


Funktioner och stadier av implementering av krossteknik. Förfinad beräkning av screeningschemat. Val och beräkning av krossar. Bestämma behovet av utrustning för malmberedning, hjälputrustning. Säkerhetsföreskrifter i krossverkstaden.

terminsuppsats, tillagd 2015-12-01


Val och beräkning av den viktigaste tekniska utrustningen för bearbetning av mineralråvaror, matare. Beräkning av screeningoperationer. Val och motivering av mängden basutrustning, deras tekniska egenskaper, syfte och huvudfunktioner.

Volframmalmer i vårt land bearbetades i stora sydkoreanska länder (Orlovsky, Lermontovsky, Tyrnauzsky, Primorsky, Dzhidinsky VMK) enligt de nu klassiska tekniska systemen med flerstegsslipning och anrikning av material uppdelat i smala storleksklasser, som regel i två cykler: primär gravitationsberikning och finjustering av grova koncentrat med olika metoder. Detta beror på det låga innehållet av volfram i de bearbetade malmerna (0,1-0,8 % WO3) och höga kvalitetskrav på koncentrat. Primär anrikning för grovt spridda malmer (minus 12+6 mm) utfördes genom jigging och för medel-, fin- och finspridade malmer (minus 2+0,04 mm) användes skruvapparater av olika modifieringar och storlekar.

År 2001 upphörde volfram-molybdenfabriken i Dzhida (Buryatia, Zakamensk) sin verksamhet, efter att ha ackumulerat den Barun-Naryn-teknologiska volframavsättningen, flera miljoner i form av sandvolym. Sedan 2011 har Zakamensk CJSC bearbetat denna fyndighet i en modulär bearbetningsanläggning.

Det tekniska schemat baserades på anrikning i två steg på Knelson centrifugalkoncentratorer (CVD-42 för huvuddriften och CVD-20 för rengöring), mellanslipning och flotation av bulkgravitationskoncentratet för att erhålla ett koncentrat av KVGF-kvalitet. Under drift noterades ett antal faktorer i driften av Knelson-koncentratorer som negativt påverkar den ekonomiska prestandan för sandbearbetning, nämligen:

Höga driftskostnader, inkl. energikostnader och kostnaderna för reservdelar, som, med tanke på produktionens avlägsenhet från produktionskapaciteten och de ökade kostnaderna för el, är denna faktor av särskild betydelse.

Låg grad av extraktion av volframmineraler till gravitationskoncentrat (cirka 60% av operationen);

Komplexiteten hos denna utrustning i drift: med fluktuationer i materialsammansättningen av de anrikade råvarorna kräver centrifugalkoncentratorer ingripande i processen och driftsinställningarna (förändringar i trycket i det fluidiserande vattnet, rotationshastigheten för anrikningsskålen), vilket leder till fluktuationer i kvalitetsegenskaperna hos de erhållna gravitationskoncentraten;

Betydande avstånd till tillverkningsanläggningen och, som ett resultat, lång väntetid på reservdelar.

På jakt efter en alternativ metod för gravitationskoncentration genomförde Spirit laboratorietester av teknologin skruvseparering med industriella skruvavskiljare SVM-750 och SVSH-750 tillverkade av LLC PK Spirit. Anrikningen skedde i två operationer: huvud- och kontroll med mottagandet av tre anrikningsprodukter - koncentrat, mellanlägg och avfall. Alla anrikningsprodukter som erhållits som ett resultat av experimentet analyserades i ZAO Zakamensks laboratorium. De bästa resultaten presenteras i tabellen. ett.

Bord 1. Resultat av skruvseparering i laboratorieförhållanden

Erhållna data visade på möjligheten att använda skruvseparatorer istället för Knelson-koncentratorer i den primära anrikningsoperationen.

Nästa steg var att genomföra semiindustriella tester av det befintliga anrikningssystemet. En halvindustriell pilotanläggning monterades med skruvenheter SVSH-2-750, som installerades parallellt med Knelson CVD-42-koncentratorer. Anrikningen utfördes i en operation, de erhållna produkterna skickades vidare enligt schemat för den operativa anrikningsanläggningen, och provtagningen utfördes direkt från anrikningsprocessen utan att stoppa driften av utrustningen. Indikatorer för semi-industriella tester presenteras i tabellen. 2.

Tabell 2. Resultat av jämförande semiindustriella tester av skruvapparater och centrifugalkoncentratorerknelson

Indikatorer	Källa näring	Koncentrera
Återställning, %

Resultaten visar att anrikningen av sand är mer effektiv på skruvapparater än på centrifugalkoncentratorer. Detta leder till ett lägre koncentratutbyte (16,87 % mot 32,26 %) med en ökning av återvinningen (83,13 % mot 67,74 %) till volframmineralkoncentrat. Detta resulterar i ett WO3-koncentrat av högre kvalitet (0,9 % mot 0,42 %),

De viktigaste volframmineralerna är scheelite, hübnerit och wolframit. Beroende på typen av mineral kan malmer delas in i två typer; scheelite och wolframit (huebnerit).
Scheelitmalmer i Ryssland, och även i vissa fall utomlands, anrikas genom flotation. I Ryssland utfördes processen för flotation av scheelitemalmer i industriell skala före andra världskriget vid Tyrny-Auz-fabriken. Denna fabrik bearbetar mycket komplexa molybden-scheelitmalmer som innehåller ett antal kalciummineraler (kalcit, fluorit, apatit). Kalciummineraler, som scheelite, flyter med oljesyra, depressionen av kalcit och fluorit produceras genom att blanda i en flytande glaslösning utan uppvärmning (lång kontakt) eller med uppvärmning, som vid Tyrny-Auz-fabriken. Istället för oljesyra används talloljefraktioner, liksom syror från vegetabiliska oljor (reagens 708, 710, etc.) enbart eller i blandning med oljesyra.

Ett typiskt schema för flotation av scheelitemalm ges i fig. 38. Enligt detta schema är det möjligt att avlägsna kalcit och fluorit och få koncentrat som är konditionerade i termer av volframtrioxid. Hoapatit finns fortfarande kvar i sådan mängd att fosforhalten i koncentratet ligger över normerna. Överskott av fosfor avlägsnas genom att lösa upp apatit i svag saltsyra. Förbrukningen av syra beror på innehållet av kalciumkarbonat i koncentratet och är 0,5-5 g syra per ton WO3.
Vid surlakning löses en del av scheeliten, liksom powelliten, och fälls sedan ut ur lösning i form av CaWO4 + CaMoO4 och andra föroreningar. Det resulterande smutsiga sedimentet bearbetas sedan enligt metoden enligt I.N. Maslenitsky.
På grund av svårigheten att få ett konditionerat volframkoncentrat producerar många fabriker utomlands två produkter: ett rikt koncentrat och ett fattigt för hydrometallurgisk bearbetning till kalciumvolframat enligt den metod som utvecklats i Mekhanobre I.N. Maslenitsky, - urlakning med soda i en autoklav under tryck med överföring till en lösning i form av CaWO4, följt av rening av lösningen och utfällning av CaWO4. I vissa fall, med grovt spridd scheelite, utförs efterbehandling av flotationskoncentrat på bord.
Från malmer som innehåller en betydande mängd CaF2 har utvinningen av scheelite utomlands genom flotation inte bemästrats. Sådana malmer, till exempel i Sverige, anrikas på bord. Scheelit innesluten med fluorit i flotationskoncentratet utvinns sedan från detta koncentrat på ett bord.
Vid fabriker i Ryssland anrikas scheelitemalmer genom flotation, vilket ger konditionerade koncentrat.
Vid anläggningen i Tyrny-Auz används malm med en halt av 0,2% WO3 för att framställa koncentrat med en halt av 6о% WO3 med en extraktion på 82%. Vid Chorukh-Dairon-fabriken, med samma malm vad gäller VVO3-halt, erhålls 72 % WO3 i koncentrat med en extraktion på 78,4 %; vid Koitash-fabriken, med malm med 0,46 % WO3 i koncentrat, erhålls 72,6 % WO3 med en WO3-utvinning på 85,2 %; vid Lyangar-fabriken i malm 0,124%, i koncentrat - 72% med en extraktion av 81,3% WO3. Ytterligare separering av dåliga produkter är möjlig genom att minska förlusterna i avfallet. I alla fall, om sulfider finns i malmen, isoleras de före scheelitflotation.
Förbrukningen av material och energi illustreras av data nedan, kg/t:

Wolframit (Hübnerite) malmer anrikas uteslutande med gravitationsmetoder. Vissa malmer med ojämn och grovkornig spridning, såsom Bukuki-malmen (Transbaikalia), kan föranrikas i tunga suspensioner, som separerar cirka 60 % av gråberget med en finhet på -26 + 3 MM med en halt av högst än 0,03% WO3.
Men med en relativt låg produktivitet av fabriker (högst 1000 ton / dag), utförs det första steget av anrikning i jiggmaskiner, vanligtvis från en partikelstorlek på cirka 10 mm med grovt spridda malmer. I nya moderna system, förutom jiggmaskiner och bord, används Humphrey skruvseparatorer, som ersätter några av borden med dem.
Det progressiva schemat för anrikning av volframmalmer ges i fig. 39.
Efterbehandling av volframkoncentrat beror på deras sammansättning.

Sulfider från koncentrat som är tunnare än 2 mm isoleras genom flotationsgravitation: koncentrat efter blandning med syra och flotationsreagens (xantat, oljor) skickas till en koncentrationstabell; det resulterande CO-tabellkoncentratet torkas och utsätts för magnetisk separation. Det grovkorniga koncentratet är förkrossat. Sulfider från finkoncentrat från slurrybord isoleras genom skumflotation.
Om det finns många sulfider, är det lämpligt att separera dem från hydrocyklonavloppet (eller klassificeraren) innan anrikning på borden. Detta kommer att förbättra förutsättningarna för att separera wolframit på borden och under kraftfoderbearbetningen.
Vanligtvis innehåller grova koncentrat före efterbehandling cirka 30 % WO3 med återvinning upp till 85 %. För illustration i tabell. 86 visar vissa uppgifter om fabriker.

Vid gravitationsanrikning av wolframitmalmer (hubnerit, ferberit) från slem som är tunnare än 50 mikron är utvinningen mycket låg och förlusterna i slemdelen betydande (10-15 % av halten i malmen).
Från slam genom flotation med fettsyror vid pH=10 kan ytterligare WO3 återvinnas till magra produkter innehållande 7-15% WO3. Dessa produkter är lämpliga för hydrometallurgisk bearbetning.
Wolframit (Hübnerite) malmer innehåller en viss mängd icke-järnhaltiga, sällsynta och ädla metaller. En del av dem passerar under gravitationsberikning till gravitationskoncentrat och överförs till slutbearbetning. Molybden, vismut-bly, bly-koppar-silver, zink (de innehåller kadmium, indium) och pyritkoncentrat kan isoleras genom selektiv flotation från sulfidavfall, såväl som från slam, och volframprodukten kan också isoleras ytterligare.

25.11.2019

I varje bransch där flytande eller viskösa produkter tillverkas: läkemedel, kosmetika, livsmedel och kemikalier – överallt...

25.11.2019

Hittills är spegeluppvärmning ett nytt alternativ som låter dig hålla en ren yta på spegeln från het ånga efter att ha tagit vattenprocedurer. Tack vare...

25.11.2019

En streckkod är en grafisk symbol som visar växlingen mellan svarta och vita ränder eller andra geometriska former. Den appliceras som en del av märkningen ...

25.11.2019

Många ägare av lantliga bostadsområden, som vill skapa den mest bekväma atmosfären i sitt hem, tänker på hur man korrekt väljer en eldstad för en öppen spis, ...

25.11.2019

Både i amatör- och professionell konstruktion är profilrör mycket populära. Med deras hjälp bygger de kapabla att motstå tunga belastningar ...

24.11.2019

Skyddsskor är en del av arbetarens utrustning utformad för att skydda fötterna från kyla, höga temperaturer, kemikalier, mekaniska skador, elektricitet, etc...

24.11.2019

Vi är alla vana vid att lämna huset, se till att titta i spegeln för att kolla vårt utseende och återigen le åt vår spegelbild....

23.11.2019

Sedan urminnes tider har kvinnors huvudsakliga angelägenheter runt om i världen varit tvätt, städning, matlagning och alla typer av åtgärder som bidrar till att organisera komforten i huset. Men då...

Volfram är den mest eldfasta metallen med en smältpunkt på 3380°C. Och detta avgör dess omfattning. Det är också omöjligt att bygga elektronik utan volfram, även glödtråden i en glödlampa är volfram.

Och naturligtvis bestämmer metallens egenskaper svårigheterna att få den ...

Först måste du hitta malmen. Dessa är bara två mineraler - scheelite (kalciumvolframat CaWO 4) och wolframit (järn- och manganvolframat - FeWO 4 eller MnWO 4). Det senare har varit känt sedan 1500-talet under namnet "vargskum" - "Spuma lupi" på latin, eller "Wolf Rahm" på tyska. Detta mineral följer med tennmalmer och stör smältningen av tenn och omvandlar det till slagg. Därför är det möjligt att hitta den redan i antiken. Rika volframmalmer innehåller vanligtvis 0,2 - 2% volfram. I verkligheten upptäcktes volfram 1781.

Men att hitta detta är det enklaste inom volframbrytning.
Nästa - malmen måste anrikas. Det finns ett gäng metoder och de är alla ganska komplexa. Först, förstås. Sedan - magnetisk separation (om vi har wolframit med järnvolframat). Nästa är gravitationsseparation, eftersom metallen är mycket tung och malmen kan tvättas, ungefär som när man bryter guld. Nu använder de fortfarande elektrostatisk separation, men det är osannolikt att metoden kommer att vara användbar för en hitman.

Så vi har separerat malmen från gråberget. Om vi ​​har scheelite (CaWO 4) kan nästa steg hoppas över, och om wolframite måste vi omvandla det till scheelite. För att göra detta extraheras volfram med en sodalösning under tryck och vid förhöjd temperatur (processen sker i autoklav), följt av neutralisering och utfällning i form av konstgjord scheelite, d.v.s. kalciumvolframat.
Det är också möjligt att sintra wolframit med ett överskott av soda, då får vi inte kalcium, utan natriumvolframat, vilket inte är så signifikant för våra syften (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O3 + 4CO2).

De följande två stegen är vattenurlakning av CaWO 4 -> H 2 WO 4 och varm syrasönderdelning.
Du kan ta olika syror - saltsyra (Na 2 WO 4 + 2HCl \u003d H 2 WO 4 + 2NaCl) eller salpeter.
Som ett resultat isoleras volframsyra. Den senare kalcineras eller löses i en vattenlösning av NH 3, från vilken parawolframat kristalliseras genom indunstning.
Som ett resultat är det möjligt att erhålla huvudråvaran för produktion av volfram - WO 3 trioxid med god renhet.

Naturligtvis finns det också en metod för att erhålla WO 3 med användning av klorider, när ett volframkoncentrat behandlas med klor vid förhöjd temperatur, men denna metod kommer inte att vara enkel för en mördare.

Volframoxider kan användas inom metallurgi som en legeringstillsats.

Så vi har volframtrioxid och ett steg återstår - reduktion till metall.
Det finns två metoder här - vätgasreduktion och kolreduktion. I det andra fallet reagerar kol och de föroreningar det alltid innehåller med volfram för att bilda karbider och andra föreningar. Därför kommer volfram ut "smutsigt", sprött, och för elektronik är det mycket önskvärt rent, eftersom volfram med bara 0,1% järn blir sprött och det är omöjligt att dra ut den tunnaste tråden för filament från den.
Den tekniska processen med kol har en annan nackdel - en hög temperatur: 1300 - 1400 ° C.

Produktion med vätgasreduktion är dock inte heller en gåva.
Reduktionsprocessen sker i speciella rörugnar, uppvärmda på ett sådant sätt att "båten" med WO3 passerar genom flera temperaturzoner när den rör sig längs röret. En ström av torrt väte strömmar mot den. Återhämtning sker både i "kalla" (450...600°C) och i "heta" (750...1100°C) zoner; i "kyla" - till den lägsta oxiden WO 2, sedan - till den elementära metallen. Beroende på temperaturen och reaktionens varaktighet i den "heta" zonen ändras renheten och storleken på kornen av pulveriserat volfram som frigörs på "båtens" väggar.

Så vi fick ren metallvolfram i form av det minsta pulvret.
Men det här är ännu inte ett göt av metall som något kan göras av. Metallen erhålls genom pulvermetallurgi. Det vill säga att den först pressas, sintras i en väteatmosfär vid en temperatur av 1200-1300 ° C, sedan passerar en elektrisk ström genom den. Metallen värms upp till 3000 °C och sintring till ett monolitiskt material sker.

Men vi behöver snarare inte göt eller ens stavar, utan tunn volframtråd.
Som du förstår, här igen, är inte allt så enkelt.
Tråddragning utförs vid en temperatur på 1000°C i början av processen och 400-600°C i slutet. I det här fallet värms inte bara tråden utan också formen. Uppvärmning utförs av en gasbrännarlåga eller en elektrisk värmare.
Samtidigt, efter ritning, är volframtråden belagd med grafitfett. Ytan på tråden måste rengöras. Rengöring utförs genom glödgning, kemisk eller elektrolytisk etsning, elektrolytisk polering.

Som du kan se är uppgiften att få ett enkelt volframfilament inte så enkelt som det verkar. Och här beskrivs bara de viktigaste metoderna, det finns säkert många fallgropar.
Och, naturligtvis, även nu volfram är en dyr metall. Nu kostar ett kilo volfram mer än 50 dollar, samma molybden är nästan två gånger billigare.

Egentligen finns det flera användningsområden för volfram.
Naturligtvis är de viktigaste radio- och elektroteknik, där volframtråd går.

Nästa är tillverkningen av legerade stål, som utmärker sig genom sin speciella hårdhet, elasticitet och styrka. Tillsatt tillsammans med krom till järn ger det de så kallade höghastighetsstålen, som behåller sin hårdhet och skärpa även vid uppvärmning. De används för att göra fräsar, borrar, fräsar, såväl som andra skär- och borrverktyg (i allmänhet finns det mycket volfram i ett borrverktyg).
Intressanta legeringar av volfram med rhenium - högtemperatur termoelement är gjorda av det, som arbetar vid temperaturer över 2000 ° C, men bara i en inert atmosfär.

Tja, en annan intressant applikation är volframsvetselektroder för elektrisk svetsning. Sådana elektroder är icke förbrukningsbara och det är nödvändigt att tillföra ytterligare en metalltråd till svetsplatsen för att tillhandahålla en svetspool. Volframelektroder används vid argonbågsvetsning - för svetsning av icke-järnmetaller som molybden, titan, nickel samt höglegerade stål.

Som du kan se är produktionen av volfram inte för forntida tider.
Och varför finns det volfram?
Volfram kan endast erhållas med konstruktion av elektroteknik - med hjälp av elektroteknik och för elektroteknik.
Ingen el - ingen volfram, men du behöver det inte heller.

Introduktion

1 . Betydelsen av teknogena mineralråvaror

1.1. Mineraltillgångar i malmindustrin i Ryska federationen och underindustrin för volfram

1.2. Teknogena mineralformationer. Klassificering. Behovet att använda

1.3. Teknogen mineralbildning av Dzhida VMK

1.4. Mål och syften med studien. Forskningsmetoder. Bestämmelser om försvar

2. Studie av materialsammansättningen och tekniska egenskaper hos gammalt avfall från Dzhida VMC

2.1. Geologisk provtagning och utvärdering av volframfördelning

2.2. Materialsammansättningen av mineraliska råvaror

2.3. Tekniska egenskaper hos mineralråvaror

2.3.1. Betygsättning

2.3.2. Studie av möjligheten till radiometrisk separation av mineralråvaror i initial storlek

2.3.3. Tyngdkraftsanalys

2.3.4. Magnetisk analys

3. Utveckling av ett tekniskt system

3.1. Teknologisk testning av olika gravitationsanordningar under anrikning av gammalt avfall av olika storlekar

3.2. Optimering av GR-bearbetningsschemat

3.3. Semi-industriell testning av det utvecklade tekniska systemet för berikning av allmän relativitetsteori och industriell anläggning

Introduktion till arbetet

Mineralanrikningsvetenskaper är främst inriktade på att utveckla de teoretiska grunderna för mineralseparationsprocesser och skapa anrikningsapparater, på att avslöja sambandet mellan distributionsmönster för komponenter och separationsförhållanden i anrikningsprodukter för att öka separationens selektivitet och hastighet, dess effektivitet och ekonomi och miljösäkerhet.

Trots betydande mineralreserver och en minskning av resursförbrukningen de senaste åren är utarmningen av mineraltillgångar ett av de viktigaste problemen i Ryssland. Svag användning av resursbesparande teknologier bidrar till stora förluster av mineraler vid utvinning och anrikning av råvaror.

En analys av utvecklingen av utrustning och teknik för mineralbearbetning under de senaste 10-15 åren indikerar betydande prestationer av inhemsk grundläggande vetenskap inom området för att förstå de viktigaste fenomenen och mönstren i separationen av mineralkomplex, vilket gör det möjligt att skapa mycket effektiva processer och teknologier för primär bearbetning av malmer av komplex materialsammansättning och, följaktligen, för att förse den metallurgiska industrin med det nödvändiga utbudet och kvaliteten på koncentrat. Samtidigt, i vårt land, i jämförelse med utvecklade främmande länder, finns det fortfarande en betydande eftersläpning i utvecklingen av maskinbyggnadsbasen för produktion av huvud- och extraanrikningsutrustning, i dess kvalitet, metallförbrukning, energiintensitet och slitstyrka.

Dessutom, på grund av gruv- och bearbetningsföretagens avdelningstillhörighet, bearbetades komplexa råvaror endast med hänsyn till industrins nödvändiga behov för en viss metall, vilket ledde till irrationell användning av naturliga mineralresurser och en ökning av kostnaderna av avfallslagring. för närvarande ackumulerade

mer än 12 miljarder ton avfall, innehållet av värdefulla komponenter i som i vissa fall överstiger deras innehåll i naturliga fyndigheter.

Utöver ovanstående negativa trender, från och med 90-talet, har miljösituationen vid gruv- och bearbetningsföretag kraftigt förvärrats (i ett antal regioner som hotar existensen av inte bara biota utan även människor), har det skett en progressiv nedgång i utvinning av icke-järn- och järnmetallmalmer, gruvdrift och kemiska råvaror, försämring av kvaliteten på bearbetade malmer och, som ett resultat, inblandning i bearbetning av eldfasta malmer av komplex materialsammansättning, kännetecknad av ett lågt innehåll av värdefulla komponenter , fin spridning och liknande tekniska egenskaper hos mineraler. Under de senaste 20 åren har alltså innehållet av icke-järnmetaller i malmer minskat med 1,3-1,5 gånger, järn med 1,25 gånger, guld med 1,2 gånger, andelen eldfasta malmer och kol har ökat från 15% till 40%. av den totala massan av råvaror som levereras för anrikning.

Mänsklig påverkan på den naturliga miljön i processen för ekonomisk aktivitet blir nu global. När det gäller omfattningen av utvunna och flyttade bergarter, omvandlingen av reliefen, påverkan på omfördelningen och dynamiken hos yt- och grundvatten, aktiveringen av geokemisk transport m.m. denna aktivitet är jämförbar med geologiska processer.

Den oöverträffade omfattningen av utvinningsbara mineralresurser leder till deras snabba utarmning, ackumulering av en stor mängd avfall på jordens yta, i atmosfären och hydrosfären, den gradvisa nedbrytningen av naturliga landskap, minskningen av biologisk mångfald, minskningen av den naturliga potentialen territorier och deras livsuppehållande funktioner.

Avfallslagringsanläggningar för malmbearbetning är föremål för ökad miljöfara på grund av deras negativa inverkan på luftbassängen, underjords- och ytvatten och marktäcket över stora områden. Tillsammans med detta är avfall dåligt utforskade konstgjorda fyndigheter, vars användning kommer att ge ytterligare

källor till malm och mineralråvaror med en betydande minskning av omfattningen av störningar av den geologiska miljön i regionen.

Produktionen av produkter från teknogena fyndigheter är som regel flera gånger billigare än från råvaror som är speciellt utvunna för detta ändamål och kännetecknas av en snabb avkastning på investeringen. Den komplexa kemiska, mineralogiska och granulometriska sammansättningen av avfallsavfall, liksom ett brett utbud av mineraler som finns i dem (från huvudkomponenterna och tillhörande komponenter till de enklaste byggmaterialen) gör det dock svårt att beräkna den totala ekonomiska effekten av deras bearbetning och bestämma ett individuellt tillvägagångssätt för att bedöma varje avfall.

Följaktligen har det för närvarande uppstått ett antal olösliga motsättningar mellan förändringen av mineraltillgångsbasens natur, d.v.s. behovet av att involvera i bearbetningen av eldfasta malmer och konstgjorda fyndigheter, den miljömässigt förvärrade situationen i gruvregionerna och det tekniska, tekniska och organisationsläget för den primära bearbetningen av mineralråvaror.

Frågan om att använda avfall från anrikning av polymetalliska, guldhaltiga och sällsynta metaller har både ekonomiska och miljömässiga aspekter.

V.A. Chanturia, V.Z. Kozin, V.M. Avdokhin, SB. Leonov, L.A. Barsky, A.A. Abramov, V.I. Karmazin, S.I. Mitrofanov och andra.

En viktig del av gruvindustrins övergripande strategi, inkl. volfram, är ökningen av användningen av malmbearbetningsavfall som ytterligare källor till malm och mineralråvaror, med en betydande minskning av omfattningen av störningen av den geologiska miljön i regionen och den negativa inverkan på alla delar av miljön.

Inom området för användning av malmbearbetningsavfall är det viktigaste en detaljerad mineralogisk och teknisk studie av varje specifik,

individuell teknogen fyndighet, vars resultat kommer att möjliggöra utveckling av en effektiv och miljövänlig teknik för industriell utveckling av ytterligare en källa till malm och mineralråvaror.

De problem som beaktades i avhandlingsarbetet löstes i enlighet med den vetenskapliga riktningen av Institutionen för mineralbearbetning och teknisk ekologi vid Irkutsk State Technical University på ämnet "Fundamental och teknisk forskning inom området bearbetning av mineral- och teknogeniska råvaror för syftet med dess integrerade användning, med hänsyn till miljöproblem i komplexa industriella system ” och filmtema nr 118 ”Forskning om tvättbarheten av inaktuella avfall från Dzhida VMK”.

Mål- vetenskapligt underbygga, utveckla och testa
rationella tekniska metoder för anrikning av inaktuella

Följande uppgifter löstes i arbetet:

Uppskatta fördelningen av volfram över hela huvudutrymmet
teknogen bildning av Dzhida VMK;

att studera materialsammansättningen av de inaktuella avfallsprodukterna från Dzhizhinsky VMK;

att undersöka kontrasten hos inaktuella avfall i den ursprungliga storleken enligt innehållet i W och S (II);

att undersöka gravitationstvättbarheten hos de inaktuella avfallsprodukterna från Dzhida VMK i olika storlekar;

fastställa genomförbarheten av att använda magnetisk anrikning för att förbättra kvaliteten på råa volframhaltiga koncentrat;

att optimera det tekniska systemet för anrikning av teknogena råvaror från OTO för Dzhida VMK;

att genomföra semi-industriella tester av det utvecklade schemat för att extrahera W från gammalt avfall från FESCO;

Att utveckla ett schema för en kedja av apparater för industriell bearbetning av gammalt avfall från Dzhida VMK.

För att utföra forskningen användes ett representativt tekniskt prov av gammalt avfall från Dzhida VMK.

Vid lösning av de formulerade problemen, följande forskningsmetoder: spektrala, optiska, kemiska, mineralogiska, fas-, gravitations- och magnetiska metoder för att analysera materialsammansättningen och tekniska egenskaper hos de ursprungliga mineralråvarorna och anrikningsprodukterna.

Följande försvaras huvudsakliga vetenskapliga bestämmelser:

Distributionsmönstren för de initiala teknogena mineralråvarorna och volfram efter storleksklasser fastställs. Nödvändigheten av primär (preliminär) klassificering efter storlek 3 mm är bevisad.

Kvantitativa egenskaper hos inaktuella avfallsavfall av malmbearbetning av malmer från Dzhida VMK har fastställts när det gäller innehållet av WO3 och sulfidsvavel. Det är bevisat att de ursprungliga mineralråvarorna tillhör kategorin icke-kontrastmalmer. En signifikant och tillförlitlig korrelation mellan innehållet av WO3 och S (II) avslöjades.

Kvantitativa mönster för gravitationsberikning av inaktuella avfallsavfall från Dzhida VMK har fastställts. Det har bevisats att för källmaterialet av vilken storlek som helst är en effektiv metod för att extrahera W gravitationsanrikning. Prediktiva tekniska indikatorer för gravitationsberikning av initiala mineralråvaror bestäms i olika storlek.

Kvantitativa regelbundenheter i fördelningen av inaktuella avfall av Dzhida VMK-malmkoncentrationen med fraktioner av olika specifik magnetisk känslighet har fastställts. Den successiva användningen av magnetisk och centrifugal separation har visat sig förbättra kvaliteten på råa W-innehållande produkter. Teknologiska lägen för magnetisk separation har optimerats.

Materialsammansättningen av mineraliska råvaror

Vid undersökning av en sidoavfallsdump (HAS) togs 35 fåraprover från groparna och avskalningarna längs tipparnas sluttningar; fårornas totala längd är 46 m. ​​Groparna och strippningarna är placerade i 6 prospekteringslinjer, åtskilda 40-100 m från varandra; avståndet mellan groparna (rengöringarna) i prospekteringslinjerna är från 30-40 till 100-150 m. Alla litologiska sorter av sand har testats. Proverna analyserades med avseende på innehållet av W03 och S (II). I detta område togs 13 prover från gropar djupa 1,0 m. Avståndet mellan linjerna är cirka 200 m, mellan bearbetningarna - från 40 till 100 m (beroende på fördelningen av samma typ av litologiska skikt). Resultaten av provanalyser för innehållet av WO3 och svavel ges i tabell. 2.1. Tabell 2.1 - Innehållet av WO3 och sulfidsvavel i privata prover av XAS Man kan se att halten av WO3 varierar mellan 0,05-0,09 %, med undantag för prov M-16, taget från medelkornig grå sand. I samma prov hittades höga koncentrationer av S (II) - 4,23 % och 3,67 %. För enskilda prover (M-8, M-18) noterades en hög halt av S-sulfat (20-30% av den totala svavelhalten). I den övre delen av nödavfallet togs 11 prover av olika litologiska skillnader. Halten av WO3 och S (II), beroende på sandens ursprung, varierar inom ett brett intervall: från 0,09 till 0,29 % respektive från 0,78 till 5,8 %. Förhöjda WO3-halter är karakteristiska för medelgrovkorniga sandsorter. Halten av S (VI) är 80 - 82% av den totala halten av S, men i vissa prover, främst med låga halter av volframtrioxid och totalt svavel, minskar den till 30%.

Fyndighetens reserver kan uppskattas som tillgångar av kategori Pj (se tabell 2.2). I den övre delen av gropens längd varierar de inom ett brett intervall: från 0,7 till 9,0 m, så det genomsnittliga innehållet av kontrollerade komponenter beräknas med hänsyn till groparnas parametrar. Enligt vår åsikt, baserat på ovanstående egenskaper, med hänsyn till sammansättningen av gammalt avfall, deras säkerhet, förekomstförhållanden, kontaminering med hushållsavfall, innehållet av WO3 i dem och graden av svaveloxidation, är endast den övre delen av nödstopp med resurser på 1,0 miljoner ton sand och 1330 ton WO3 med en WO3-halt på 0,126%. Deras läge i närheten av den planerade bearbetningsanläggningen (250-300 m) gynnar deras transporter. Den nedre delen av nödavfallsavfallet ska bortskaffas som en del av miljörehabiliteringsprogrammet för staden Zakamensk.

5 prover togs på deponeringsområdet. Intervallet mellan provtagningspunkterna är 1000-1250 m. Prover togs för hela skiktets tjocklek, analyserade med avseende på innehållet av WO3, Ptot och S (II) (se tabell 2.3). Tabell 2.3 - Innehållet av WO3 och svavel i enskilda ATO-prover Av resultaten av analyserna kan man se att innehållet av WO3 är lågt, varierar från 0,04 till 0,10 %. Den genomsnittliga halten av S (II) är 0,12 % och har inget praktiskt intresse. Arbetet som utförs tillåter oss inte att betrakta den sekundära alluvialavfallsdeponi som en potentiell industrianläggning. Men som en källa till miljöföroreningar är dessa formationer föremål för bortskaffande. Main tailing dump (MTF) har undersökts längs parallella prospekteringslinjer orienterade längs azimuten 120 och belägen 160 - 180 m från varandra. Prospekteringslinjer är orienterade tvärs över dammens anslag och flytgödselledningen, genom vilken malmavfall släpptes ut, avsatt subparallellt med dammens krön. Således var prospekteringslinjerna också orienterade över bädden av teknogena fyndigheter. Längs prospekteringslinjerna passerade bulldozern diken till ett djup av 3-5 m, från vilka gropar drevs till ett djup av 1 till 4 m. Djupet på dikena och groparna begränsades av stabiliteten hos arbetsväggarna. . Groparna i dikena drevs genom 20 - 50 m i den centrala delen av fyndigheten och efter 100 m - på den sydöstra flanken, på området för den tidigare bosättningsdammen (nu torkad), från vilken vatten tillfördes till bearbetningsanläggningarna under driften av anläggningen.

Området för NTO längs distributionsgränsen är 1015 tusen m2 (101,5 ha); längs med långaxeln (längs floden Barun-Naryns dalgång) är den förlängd 1580 m, i tvärriktningen (nära dammen) är dess bredd 1050 m. Följaktligen belyser en grop en yta på 12850 m, vilket motsvarar ett genomsnittligt nätverk på 130x100 m. all drift); området för prospekteringsnätverket var i genomsnitt 90x100 m2. På den yttersta sydöstra flanken, på platsen för en före detta bosättningsdamm i området för utveckling av finkorniga sediment - silt, borrades 12 gropar (15% av det totala antalet), vilket kännetecknar ett område på cirka 370 tusen m (37% av den totala ytan av den teknogena fyndigheten); den genomsnittliga nätverksytan här var 310x100 m2. I området för övergång från ojämnt kornig sand till silt, sammansatt av siltig sand, på ett område på cirka 115 tusen m (11% av arean av den teknogena fyndigheten), passerades 8 gropar (10 % av antalet bearbetningar i den teknogena fyndigheten) och den genomsnittliga arean av prospekteringsnätverket var 145x100 m. av den testade sektionen vid den av människan orsakade fyndigheten är 4,3 m, inklusive på ojämnkornig sand -5,2 m, siltig sand -2,1 m, silt -1,3 m. - 1115 m nära dammens övre del, upp till 1146 - 148 m i centrala delen och upp till 1130-1135 m på sydöstra flanken. Totalt har 60 - 65 % av kapaciteten hos den teknogena fyndigheten testats. Diken, gropar, gläntor och hålor är dokumenterade i M 1:50 -1:100 och testade med en fåra med en sektion på 0,1x0,05 m2 (1999) och 0,05x0,05 m2 (2000). Längden på fåran prover var 1 m, vikt 10 - 12 kg 1999. och 4 - 6 kg år 2000. Den totala längden på de testade intervallen i prospekteringslinjerna var 338 m, i allmänhet, med hänsyn till detaljeringsområdena och enskilda sektioner utanför nätet, var den 459 m. Massan av de tagna proverna var 5 ton.

Proverna tillsammans med passet (rasegenskaper, provnummer, produktion och utförare) packades i polyeten och sedan tygpåsar och skickades till RAC i Republiken Buryatia, där de vägdes, torkades, analyserades med avseende på innehållet av W03, och S (II) enligt metoderna i NS AM. Analysernas riktighet bekräftades av jämförbarheten av resultaten av vanliga, grupp- (RAC-analyser) och tekniska (TsNIGRI- och VIMS-analyser) prover. Resultaten av analysen av individuella tekniska prover tagna vid OTO ges i bilaga 1. De huvudsakliga (OTO) och två sidoavloppen (KhAT och ATO) av Dzhida VMK jämfördes statistiskt när det gäller WO3-innehåll med hjälp av Students t-test (se bilaga 2) . Med en konfidensnivå på 95 % fastställdes följande: - ingen signifikant statistisk skillnad i WO3-innehåll mellan privata prover av sidoavfall; - Genomsnittliga resultat av OTO-provtagning i termer av WO3-innehåll 1999 och 2000. tillhör samma allmänna befolkning. Följaktligen förändras den kemiska sammansättningen av huvudavfallsdumpen obetydligt över tiden under påverkan av yttre påverkan. Alla lager av BRT kan bearbetas med en enda teknik.; - Genomsnittsresultaten av att testa huvud- och sekundäravfallet när det gäller WO3-innehåll skiljer sig väsentligt från varandra. Därför krävs utveckling av en lokal anrikningsteknik för att involvera mineraler från sidoavfall.

Tekniska egenskaper hos mineralråvaror

Enligt den granulära sammansättningen är sedimenten indelade i tre typer av sediment: olikformiga sandar; siltig sand (siltig); silt. Det finns gradvisa övergångar mellan dessa typer av nederbörd. Mer distinkta gränser observeras i sektionens tjocklek. De orsakas av växlingen av sediment av olika storlekssammansättning, olika färger (från mörkgrön till ljusgul och grå) och olika materialsammansättning (icke-metallisk kvarts-fältspat del och sulfid med magnetit, hematit, hydroxider av järn och mangan) . Hela sekvensen är lager - från fint till grovt lager; den senare är mer karakteristisk för grovkorniga avlagringar eller mellanskikt av väsentligen sulfidmineralisering. Finkorniga (siltig, siltig fraktioner, eller skikt sammansatta av mörkfärgade - amfibol, hematit, goetit) bildar vanligtvis tunna (de första cm - mm) skikten. Förekomsten av hela sedimentsekvensen är subhorisontell med en dominerande dipp på 1-5 i de norra punkterna. Olikformiga sandar finns i de nordvästra och centrala delarna av OTO, vilket beror på deras sedimentering nära utsläppskällan - massaledningen. Bredden på remsan av ojämnkornig sand är 400-500 m, längs strejken upptar de hela dalens bredd - 900-1000 m. Färgen på sanden är grågul, gulgrön. Kornsammansättningen är varierande - från finkorniga till grovkorniga sorter upp till grusstenslinser med en tjocklek på 5-20 cm och en längd på upp till 10-15 m. Siltig (siltig) sand sticker ut i form av en lager 7-10 m tjockt (horisontell tjocklek, utsprång 110-120 m ). De ligger under ojämnt kornig sand. I sektionen är de ett lager av grått, gröngrå färg med omväxlande finkornig sand med mellanskikt av silt. Volymen av silt i sektionen av siltig sand ökar i sydost riktning, där silt utgör huvuddelen av sektionen.

Silt utgör den sydöstra delen av OTO och representeras av finare partiklar av anrikningsavfall av mörkgrå, mörkgrön, blågrön färg med mellanskikt av grågul sand. Huvuddraget i deras struktur är en mer homogen, mer massiv textur med mindre uttalad och mindre tydligt uttryckt lager. Silten är underliggande av siltig sand och ligger på botten av bädden - alluvial-deluvial avlagringar. De granulometriska egenskaperna hos OTO mineralråvaror med fördelningen av guld, volfram, bly, zink, koppar, fluorit (kalcium och fluor) efter storleksklasser anges i tabell. 2.8. Enligt den granulometriska analysen har huvuddelen av OTO-provmaterialet (cirka 58%) en partikelstorlek på -1 + 0,25 mm, 17% vardera faller in i stora (-3 + 1 mm) och små (-0,25 + 0,1) mm klasser. Andelen material med en partikelstorlek mindre än 0,1 mm är ca 8 %, varav hälften (4,13 %) faller på slamklassen -0,044 + 0 mm. Volfram kännetecknas av en liten fluktuation i innehållet i storleksklasserna från -3 +1 mm till -0,25 + 0,1 mm (0,04-0,05%) och en kraftig ökning (upp till 0,38%) i storleksklassen -0 ,1+ 0,044 mm. I slemklassen -0,044+0 mm är volframhalten reducerad till 0,19%. Huebnerite-ackumulering förekommer endast i små material, det vill säga i klassen -0,1 + 0,044 mm. Således är 25,28 % volfram koncentrerad i klassen -0,1 + 0,044 mm med en effekt av denna klass på cirka 4 % och 37,58 % i klassen -0,1 + 0 mm med en effekt av denna klass på 8,37 %. Differentiella och integrala histogram över fördelningen av partiklar av mineralråvaror OTO efter storleksklasser och histogram över den absoluta och relativa fördelningen av W efter storleksklasser av mineralråvaror OTO visas i Fig. 2.2. och 2.3. I tabell. 2.9 visar data om impregnering av hubnerit och scheelite i mineralråvaror OTO av initial storlek och krossad till -0,5 mm.

I klassen -5 + 3 mm av den ursprungliga mineralråvaran finns inga korn av pobnerit och scheelite, samt sammanväxter. I klassen -3+1 mm är halten av fria korn av scheelite och hübnerit ganska hög (37,2 % respektive 36,1 %). I klassen -1 + 0,5 mm finns båda mineralformerna av volfram i nästan lika stora mängder, både i form av fria korn och i form av sammanväxter. I tunna klasser -0,5 + 0,25, -0,25 + 0,125, -0,125 + 0,063, -0,063 + 0 mm är innehållet av fria korn av scheelite och hübnerit betydligt högre än innehållet av sammanväxter (halten av sammanväxter varierar från 11,9 till 11,9 3, 0%) Storleksklassen -1+0,5 mm är gräns och innehållet av fria korn av scheelite och hübnerit och deras sammanväxter är praktiskt taget detsamma i den. Baserat på uppgifterna i tabell. 2.9, kan man dra slutsatsen att det är nödvändigt att klassificera de avsmalnade mineralråvarorna OTO enligt storleken 0,1 mm och separat anrikning av de resulterande klasserna. Från en stor klass är det nödvändigt att separera fria spannmål till ett koncentrat, och avfall som innehåller sammanväxter måste utsättas för ommalning. Krossad och avslamad avfallsavfall bör kombineras med avslamad kvalitet -0,1+0,044 av de ursprungliga mineralråvarorna och skickas till gravitationsoperation II för att extrahera fina korn av scheelite och pobnerit till mellanprodukter.

2.3.2 Studie av möjligheten till radiometrisk separering av mineralråvaror i den ursprungliga storleken Radiometrisk separation är en process för att separera malmer i stor storlek beroende på innehållet av värdefulla komponenter, baserat på den selektiva effekten av olika typer av strålning på egenskaper hos mineraler och kemiska grundämnen. Mer än tjugo metoder för radiometrisk anrikning är kända; de mest lovande av dem är röntgenradiometrisk, röntgenluminiscent, radioresonans, fotometrisk, autoradiometrisk och neutronabsorption. Med hjälp av radiometriska metoder löses följande tekniska problem: preliminär anrikning med avlägsnande av gråberg från malmen; urval av tekniska sorter, sorter med efterföljande anrikning enligt separata system; isolering av produkter lämpliga för kemisk och metallurgisk bearbetning. Bedömningen av radiometrisk tvättbarhet inkluderar två steg: studiet av malmernas egenskaper och experimentell bestämning av de tekniska parametrarna för anrikning. I det första steget studeras följande huvudegenskaper: innehållet av värdefulla och skadliga komponenter, partikelstorleksfördelning, en- och flerkomponentskontrast hos malmen. I detta skede är den grundläggande möjligheten att använda radiometrisk anrikning etablerad, de begränsande separationsindikatorerna bestäms (vid kontraststudiestadiet), separationsmetoder och tecken väljs, deras effektivitet utvärderas, teoretiska separationsindikatorer bestäms och ett schematiskt diagram av radiometrisk anrikning utvecklas, med hänsyn till särdragen för den efterföljande bearbetningstekniken. I det andra steget bestäms metoderna och de praktiska resultaten av separation, förstorade laboratorietester av det radiometriska anrikningsschemat utförs, en rationell version av systemet väljs baserat på en teknisk och ekonomisk jämförelse av den kombinerade tekniken (med radiometrisk separation) i början av processen) med den grundläggande (traditionella) tekniken.

I varje fall ställs massan, storleken och antalet tekniska prover in beroende på malmens egenskaper, fyndighetens strukturella egenskaper och metoderna för dess utforskning. Innehållet av värdefulla komponenter och likformigheten i deras fördelning i malmmassan är de avgörande faktorerna vid användningen av radiometrisk anrikning. Valet av metoden för radiometrisk anrikning påverkas av närvaron av föroreningselement som är isomorft associerade med användbara mineraler och i vissa fall spelar rollen som indikatorer, såväl som innehållet av skadliga föroreningar, som också kan användas för dessa ändamål.

Optimering av GR-bearbetningsschemat

I samband med inblandning av låghaltiga malmer med en volframhalt på 0,3-0,4% under de senaste åren, kombinerade anrikningssystem i flera steg baserade på en kombination av gravitation, flotation, magnetisk och elektrisk separation, kemisk efterbehandling av låggradig flotation kraftfoder etc. har blivit utbredda. Den särskilda internationella kongressen 1982 i San Francisco ägnades åt problemen med att förbättra tekniken för anrikning av lågvärdiga malmer. En analys av de tekniska systemen för operativa företag visade att olika metoder för preliminär koncentration har blivit utbredda vid malmberedning: fotometrisk sortering, preliminär jigging, anrikning i tunga medier, våt och torr magnetisk separation. Framför allt används fotometrisk sortering effektivt hos en av de största leverantörerna av volframprodukter - vid Mount Corbine i Australien, som bearbetar malmer med en volframhalt på 0,09 % på stora kinesiska fabriker - Taishan och Xihuashan.

För preliminär koncentration av malmkomponenter i tunga medier används högeffektiva Dinavirpul-apparater från Sala (Sverige). Enligt denna teknik klassificeras materialet och +0,5 mm-klassen berikas i ett tungt medium, representerat av en blandning av ferrokisel. Vissa fabriker använder torr och våt magnetisk separation som förkoncentration. Så vid Emerson-fabriken i USA används våtmagnetisk separation för att separera pyrrotiten och magnetiten som finns i malmen, och vid Uyudag-fabriken i Turkiet utsätts kvalitet - 10 mm för torrmalning och magnetisk separation i separatorer med låg magnetisk intensitet för att separera magnetit, och sedan berikad med separatorer med hög spänning för att separera granaten. Ytterligare anrikning inkluderar bänkkoncentration, flotationgravitation och scheeliteflotation. Ett exempel på användningen av flerstegs kombinerade system för anrikning av fattiga volframmalmer, som säkerställer produktion av högkvalitativa koncentrat, är de tekniska system som används vid fabriker i Kina. Så, vid Taishan-fabriken med en kapacitet på 3000 ton / dag för malm, bearbetas wolframit-scheelite-material med en volframhalt på 0,25%. Den ursprungliga malmen utsätts för manuell och fotometrisk sortering med avlägsnande av 55 % av gråberget till soptippen. Ytterligare anrikning utförs på jiggmaskiner och koncentrationsbord. De erhållna grova gravitationskoncentraten justeras med metoderna flotationgravitation och flotation. Fabrikerna i Xihuashan, som bearbetar malmer med ett förhållande mellan wolframit och scheelite på 10:1, använder en liknande gravitationscykel. Draget gravitationskoncentratet matas till flotation gravitation och flotation, på grund av vilka sulfider avlägsnas. Därefter utförs våtmagnetisk separation av kammarprodukten för att isolera wolframit och sällsynta jordartsmetaller. Den magnetiska fraktionen skickas till elektrostatisk separation och sedan wolframitflotation. Den icke-magnetiska fraktionen kommer in i flotationen av sulfider, och flotationssvansarna utsätts för magnetisk separation för att erhålla scheelit- och kassiterit-wolframitkoncentrat. Den totala halten WO3 är 65% med en extraktion på 85%.

Det finns en ökning av användningen av flotationsprocessen i kombination med den kemiska förädlingen av de resulterande dåliga koncentraten. I Kanada, vid Mount Pleasant-anläggningen för anrikning av komplexa volfram-molybdenmalmer, har en flotationsteknik antagits, inklusive flotation av sulfider, molybdenit och wolframit. I den huvudsakliga sulfidflotationen återvinns koppar, molybden, bly och zink. Koncentratet rengörs, finmals, utsätts för ångning och konditionering med natriumsulfid. Molybdenkoncentrat rengörs och utsätts för syralakning. Sulfidflotationsavfall behandlas med natriumfluorosilikon för att trycka ner gångmineraler och wolframit flyter med organofosforsyra, följt av urlakning av det resulterande wolframitkoncentratet med svavelsyra. Vid Kantung-anläggningen (Kanada) kompliceras scheelitflotationsprocessen av närvaron av talk i malmen, därför introduceras en primär talkflotationscykel, sedan flyter kopparmineraler och pyrrotit. Flotationsavfallet utsätts för gravitationsanrikning för att erhålla två volframkoncentrat. Gravitationsavfall skickas till scheelitflotationscykeln och det resulterande flotationskoncentratet behandlas med saltsyra. Vid Iksshebergs anläggning (Sverige) har ersättningen av gravitationsflotationsschemat med ett rent flotationsschema gjort det möjligt att erhålla ett scheelitkoncentrat med en halt av 68-70% WO3 med en återvinning på 90% (enligt gravitations- flotationsplan, återhämtningen var 50 %). Nyligen har stor uppmärksamhet ägnats åt att förbättra tekniken för att utvinna volframmineraler från slam inom två huvudområden: gravitationsslamanrikning i moderna flerdäckskoncentratorer (liknande tennhaltiga slamanrikning) med efterföljande förädling av koncentratet genom flotation och anrikning i våta magnetiska separatorer med hög magnetfältstyrka (för wolframit-slem).

Ett exempel på användning av kombinerad teknologi är fabriker i Kina. Tekniken inkluderar slemförtjockning till 25-30 % fasta ämnen, sulfidflotation, anrikning av avfall i centrifugalseparatorer. Det erhållna råa koncentratet (WO3-halt 24,3% med en återvinning av 55,8%) matas till wolframitflotation med användning av organofosforsyra som uppsamlare. Flotationskoncentratet innehållande 45 % WO3 utsätts för våtmagnetisk separation för att erhålla wolframit- och tennkoncentrat. Enligt denna teknik erhålls ett wolframitkoncentrat med en halt av 61,3% WO3 från slam med en halt av 0,3-0,4% WO3 med en återvinning av 61,6%. Således syftar tekniska system för anrikning av volframmalmer till att öka komplexiteten i användningen av råvaror och separera alla tillhörande värdefulla komponenter i oberoende typer av produkter. Så vid fabriken Kuda (Japan), när man berikar komplexa malmer, erhålls 6 säljbara produkter. För att bestämma möjligheten till ytterligare utvinning av användbara komponenter från inaktuella avfall i mitten av 90-talet. i TsNIGRI studerades ett tekniskt prov med en volframtrioxidhalt på 0,1 %. Det har konstaterats att den viktigaste värdefulla komponenten i avfallet är volfram. Innehållet av icke-järnmetaller är ganska lågt: koppar 0,01-0,03; bly - 0,09-0,2; zink -0,06-0,15 %, guld och silver hittades inte i provet. De genomförda studierna har visat att för en framgångsrik extraktion av volframtrioxid kommer det att krävas betydande kostnader för att slipa om avfall, och i detta skede är deras inblandning i bearbetningen inte lovande.

Det tekniska schemat för mineralbearbetning, som inkluderar två eller flera enheter, förkroppsligar alla de karakteristiska egenskaperna hos ett komplext objekt, och optimeringen av det tekniska schemat kan tydligen vara huvuduppgiften för systemanalys. För att lösa detta problem kan nästan alla tidigare övervägda modellerings- och optimeringsmetoder användas. Koncentratorkretsarnas struktur är emellertid så komplex att ytterligare optimeringstekniker måste övervägas. För en krets som består av minst 10-12 enheter är det faktiskt svårt att implementera ett konventionellt faktorexperiment eller att utföra flera icke-linjära statistiska bearbetningar. För närvarande beskrivs flera sätt att optimera kretsar, ett evolutionärt sätt att sammanfatta den ackumulerade erfarenheten och ta ett steg i den framgångsrika riktningen att ändra kretsen.

Semi-industriell testning av det utvecklade tekniska systemet för berikning av allmän relativitetsteori och industriell anläggning

Testerna genomfördes i oktober-november 2003. Under testerna bearbetades 15 ton initial mineralråvara på 24 timmar. Resultaten av att testa det utvecklade tekniska schemat visas i fig. 3.4 och 3.5 samt i tabell. 3.6. Det kan ses att utbytet av det konditionerade koncentratet är 0,14%, innehållet är 62,7% med extraktion av W03 49,875%. Resultaten av spektralanalys av ett representativt prov av det erhållna koncentratet ges i tabell. 3.7, bekräfta att W-koncentratet av den magnetiska separationen III är konditionerat och motsvarar graden KVG (T) i GOST 213-73 "Tekniska krav (sammansättning,%) för volframkoncentrat erhållna från volframhaltiga malmer". Därför kan det utvecklade tekniska schemat för utvinning av W från inaktuella avfallsavfall från Dzhida VMK-malmförädlingen rekommenderas för industriellt bruk och det inaktuella avfallet överförs till ytterligare industriella mineralråvaror från Dzhida VMK.

För industriell bearbetning av gammalt avfall enligt den utvecklade tekniken vid Q = 400 t/h har en lista över utrustning utvecklats, som ges i klass -0,1 mm måste utföras på en KNELSON centrifugalseparator med periodisk tömning av koncentrera. Således har det fastställts att det mest effektiva sättet att extrahera WO3 från RTO med en partikelstorlek på -3 + 0,5 mm är skruvseparering; från storleksklasserna -0,5 + 0,1 och -0,1 + 0 mm och krossade till -0,1 mm avfallsavfall av primär anrikning - centrifugalseparation. De väsentliga egenskaperna hos teknologin för bearbetning av gammalt avfall från Dzhida VMK är följande: 1. En snäv klassificering av fodret som skickas för primär anrikning och förädling är nödvändig; 2. Ett individuellt tillvägagångssätt krävs när man väljer metoden för primär anrikning av klasser av olika storlekar; 3. Att erhålla avfall är möjligt med den primära anrikningen av det finaste fodret (-0,1 + 0,02 mm); 4. Användning av hydrocyklonoperationer för att kombinera dehydrerings- och dimensioneringsoperationer. Avloppet innehåller partiklar med en partikelstorlek på -0,02 mm; 5. Kompakt arrangemang av utrustning. 6. Lönsamheten för det tekniska systemet (BILAGA 4), slutprodukten är ett konditionerat koncentrat som uppfyller kraven i GOST 213-73.

Kiselev, Mikhail Yurievich