Содержание к диссертации
Введение
ГЛАВА 1 Современное состояние мирового платинометального комплекса. аналитический обзор литературы и постановка задачи исследований 10
1.1 Основные тенденции развития мирового рынка металлов платиновой группыЮ
1.2 Особенности развития российской минерально-сырьевой базы и технологий переработки платиносодержащего сырья 14
1.2.1 Производство концентратов драгоценных металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд 16
1.2.2 Концентрирование металлов платиновой группы из хромитсодержащих руд22
1.3 Переработка полиметаллических концентратов, содержащих благородные металлы: практика и исследования 28
1.3.1 Переработка сульфидных платинометальных концентратов 29
1.3.2 Переработка железосодержащих концентратов 32
1.4 Постановка задачи и выбор направлений исследований 36
ГЛАВА 2 Изучение закономерностей поведения благородных металлов и хрома при обогащении коренной хромитовой руды нижнетагильского дунитового массива 40
2.1 Краткая геолого-минералогическая характеристика дунитового Нижнетагильского массива Среднего Урала 40
2.2 Изучение минералогического состава хромсодержащей коренной руды Нижнетагильского массива
2.2.1 Методика минералогических исследований 43
2.2.2 Результаты и их обсуждение з
2.3 Изучение распределения платиновых металлов и хрома при механическом обогащении коренной хромитовой руды 49
2.3.1 Методика работы 49
2.3.2 Результаты и их обсуждение 51
2.4 Выводы по второй главе 57
ГЛАВА 3 Исследование и разработка метода восстановительного сернокислотного выщелачивания железа из магнитного продукта обогащения дунитов 59
3.1 Термодинамический анализ поведения магнетита в сернокислой среде... 59
3.1.1 Выбор восстановителя магнетита в сернокислых растворах 60
3.1.2 Термодинамическая оценка равновесий в системе ІТЄ3О4 - (H2SO4) - FeMCT -Н20] 62
3.2 Исследование физико-химических закономерностей сернокисло-тного
восстановительного разложения магнитного платиносодержащего концентрата 70
3.2.1 Методика работы 70
3.2.2 Результаты и их обсуждение 71
3.3 Выводы по третьей главе 80
ГЛАВА 4 Разработка научно-технических решений по попутному извлечению хрома и платиновых металлов из руд нижнетагильского дунитового месторождения ... 82
4.1 Технология комплексной переработки хромитсодержащих руд Нижнетагильского дунитового месторождения 82
4.2 Аппаратурно-технологические решения
4.2.1 Получение качественного хромитового концентрата и обогащенного платиновыми металлами магнитного продукта 86
4.2.2 Гидрометаллургическое рафинирование магнитного продукта с получением богатого платинометального концентрата 92
4.3 Предварительная оценка экономической эффективности переработки
хромитовых руд Нижнетагильского дунитового месторождения 97 4.4 Выводы по четвертой главе 100
Заключение 101
Список литературы
- Производство концентратов драгоценных металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд
- Изучение минералогического состава хромсодержащей коренной руды Нижнетагильского массива
- Термодинамическая оценка равновесий в системе ІТЄ3О4 - (H2SO4) - FeMCT -Н20]
- Получение качественного хромитового концентрата и обогащенного платиновыми металлами магнитного продукта
Введение к работе
Актуальность работы. Минерально-сырьевая база РФ металлов платиновой группы (МПГ) состоит преимущественно из запасов платиноидов в сульфидных медно-никелевых месторождениях Таймырского региона. Производство платиновых металлов из норильских руд, характеризующихся доминирующей палладиевой минерализацией (Pd:Pt=3:l), в совокупности с уменьшением добычи платины из россыпей в ближайшем будущем не сможет обеспечить сохранение высоких объемов российского экспорта МПГ. Для удержания традиционно сильных позиций на мировом рынке МПГ необходимым и принципиально важным направлением развития российского платинометального комплекса является вовлечение в переработку собственно платиновых руд.
В настоящее время в качестве перспективного платиносодержащего сырья рассматриваются дуниты и хромиты Среднего Урала, Алдана и Камчатки, металлогенический потенциал которых оценивается в 19 тыс. т МПГ. До сих пор в соответствии со сложившейся мировой практикой дуниты зональных комплексов рассматривались как минеральное огнеупорное сырье. С учетом экономической значимости платиносодержащих дунитов и хромитов является актуальным вопрос о разработке технологических методов попутного извлечения из них металлов платиновой группы и хрома.
Различным аспектам геологии, обогащения и металлургической переработки хромитового платиносодержащего сырья посвящены исследования известных российских ученых, среди которых следует выделить работы И.Н. Плаксина СМ. Колодина, Д.А. Додина, Ю.А. Волченко, Л.В. Разина, В.Г. Лазаренкова, В.А. Чантурии, А.П. Козлова, Т.Н. Грейвер, О.Н. Тихонова, Г.В. Петрова.
Диссертационная работа выполнена в рамках проекта АВЦП 1.3.08 «Развитие физико-химических основ ресурсосберегающих процессов и технологий при комплексной переработке сырья цветных металлов» (2008-2012г), а так же проекта по заданию Минобразования РФ по ОЦО 1.11.1Щ «Разработка инновационных
технологий по приоритетному направлению научной школы «Комплексная переработка сырья цветных, благородных и редких металлов» (2011 г).
Цель работы. Разработка научно обоснованных технических
решений, обеспечивающих получение богатого
платиносодержащего концентрата и кондиционного хромитового концентрата при комплексной переработке хромитсодержащих руд дунитовых массивов Среднего Урала.
Идея работы. Селективное извлечение платиновых
металлов и хрома из хромитовых руд может быть достигнуто
сочетанием в рамках единой технологии операций гравитационно-
магнитного концентрирования и восстановительного
сернокислотного выщелачивания.
Задачи исследований:
выявление особенностей химико-минералогического состава коренной хромсодержащей руды Нижнетагильского дунитового месторождения;
установление особенностей технологического поведения благородных металлов и хрома при механическом обогащении хромитовой руды и разработка методов их селективного концентрирования;
определение термодинамических характеристик и кинетических закономерностей процесса восстановительного сернокислотного разложения магнетита;
определение оптимальных технологических параметров сернокислотного выщелачивания железа из магнитных продуктов обогащения хромитовых руд;
разработка аппаратурно-технологической схемы извлечения платиновых металлов и хрома из коренной хромитсодержащей руды Нижнетагильского дунитового массива.
Методы исследований. Химический анализ руд и продуктов их переработки выполнен с использованием методов масс-спектрометрии с индуктивно-связанной плазмой (масс-спектрометр «XSeries2») и атомно-абсорбционной спектрометрии (спектрометр «Solaar Мб»). Минеральный состав рудных проб изучался на поляризованном микроскопе Zeiss Axiolab. Микроанализ минералов
выполнен на электронном микроскопе CamScan S4 с энергодисперсионным спектрометром Pentafet SuperATW и системой микроанализа Link ISIS 200.
Экспериментальные исследования выполнялись с использованием обогатительного и гидрометаллургического лабораторного оборудования.
Достоверность полученных данных доказана сходимостью теоретических и экспериментальных результатов, основанной на современных методах физико-химического анализа.
Научная новизна работы.
Установлено, что при механическом обогащении коренной руды Нижнетагильского дунитового месторождения минералы платиновых металлов совместно с магнетитом, концентрируется в магнитном концентрате, а хром извлекается в проводниковый продукт.
Выявлены физико-химические закономерности поведения магнетита при восстановительном сернокислотном выщелачивании железистых концентратов.
Определены оптимальные технологические параметры гидрометаллургического рафинирования магнитных продуктов обогащения коренной и аллювиальной хромитовых руд Нижнетагильского дунитового массива.
Практическая значимость:
разработан способ механического обогащения коренной хромитовои руды с использованием методов гравитации, мокрой электромагнитной и коронно-электростатической сепарации, обеспечивающий эффективное разделение хрома, железа и платиновых металлов;
разработан метод сернокислотного восстановительного рафинирования магнитных продуктов обогащения хромитсодержащих руд, обеспечивающий получение богатых платиносодержащих концентратов;
разработана аппаратурно-технологическая схема комплексной переработки коренной хромитсодержащей руды Нижнетагильского дунитового массива с годовой производительностью 200 тыс.т, внедрение которой обеспечит
получение 15 кг платины в виде товарного концентрата, 6 тыс. т. кондиционного хромитового концентрата, удовлетворяющего требованиям химического производства, с использованием хвостов гравитационного обогащения при производстве хромомагнезитовых огнеупоров.
Апробация работы. Основные результаты диссертации докладывались: на Всероссийской научной конференции «Проблемы недропользования» (г. Санкт-Петербург, СПГГИ (ТУ), 2010г.); на V международной научно-практической конференции «Перспективы развития науки и образования» (Таджикистан г. Душанбе, ТТУ, 2011г.); на III Международном конгрессе «Цветные металлы - 2011» (г. Красноярск, 2011г.); на I международной заочной научно-практической конференции «Актуальные научные вопросы: реальность и перспективы» (г. Тамбов, 2011г.); на Всероссийский конкурс «Научно-исследовательских работ студентов и аспирантов в области технических наук», СПНИУ, (г. Санкт Петербург, 2012г.); на II международной заочной научно-практической конференции «Актуальные вопросы в научной работе и образовательной деятельности» (г. Тамбов, 2013г.); на международной конференции «Innovations in Geology, Mining, Processing, Safety, and Environmental Management» (Germany, Freiberg, International university of Resources «IUR», 2013).
Личный вклад автора: заключается в проведении анализа литературных и патентных источников, постановке цели, задач и разработке методик исследований, проведении лабораторных экспериментов по обогащению и восстановительному сернокислотному выщелачиванию, анализе и обобщении полученных результатов, формулировании выводов и научно-технических рекомендацией.
Публикации: Основные положения диссертации опубликованы в 14 печатных работах, из них 6 в журналах, рекомендованных ВАК Минобрнауки России.
Объем и структура диссертации. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, выводов и библиографического списка, включающего 106 наименований. Работа изложена на 114
страницах машинописного текста, содержит 31 таблицу, 29 рисунков.
Благодарности. Автор выражает глубокую благодарность и признательность научному руководителю, доктору технических наук Г.В. Петрову; коллективу кафедры металлургии Национального минерально-сырьевого университета «Горный» за внимание, содействие и поддержку на различных этапах выполнения диссертационной работы.
Производство концентратов драгоценных металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд
Зарубежные ресурсы платиноидов приурочены большей частью к собственно платиновым месторождениям - малосульфидным и платиноидно-хромитовым рудам ЮАР, в то время как в России МПГ извлекают в основном из сульфидных медно-никелевых руд Норильско-Талнахского района и Печенги, и в меньшей степени россыпных платиновых месторождений Алдана и Камчатки [4]. Таким образом, зарубежные производители платиновых металлов обладают сырьевой базой, позволяющей производить МПГ вне зависимости от какой-либо иной продукции, а российское производство платиноидов тесно связано с уровнем мировых цен на цветные металлы - медь и никель [22-24].
Не менее важной отличительной характеристикой российских платиноидно-медно-никелевых руд является доминирование в них палладия, цены на который ниже и менее устойчивы, чем на платину, преобладающую в запасах МПГ зарубежных стран (Рисунок 1.3) [3,7].
Еще одной особенностью российского платинометального производства является существенный объем потерь МПГ в технологическом цикле, ориентированном на извлечение меди и никеля с попутным концентрированием платиноидов.
Учитывая закономерное снижение доли богатых руд в общем объеме добычи и сосредоточение более 98% разведанных запасов МПГ РФ в арктической зоне, уязвимость производства платиновых металлов в России становится очевидной [3].
Для укрепления позиций российского платинометального комплекса на мировом рынке необходима реструктуризация минерально-сырьевой базы с акцентом на вовлечение в переработку собственно платиновых малосульфидных и хромсодержащих руд, окисленных никелевых руд, а также техногенных платиносодержащих месторождений [26-30]. 1.2.1 Производство концентратов драгоценных металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд Основным производителем МПГ в России является
ОАО «ГМК «Норильский никель»» (ГМК «НН»), разрабатывающее сульфидные медно-никелевые месторождения Норильского района и Мурманской области (ОАО «Кольская ГМК»). Извлечение МПГ из руд определяется их потерями с отвальными продуктами - хвостами обогатительных фабрик, шлаками и пылями пирометаллургических переделов, железистыми кеками автоклавной технологии [3,31].
Обогащение норильских руд. Потери платиновых металлов с хвостами обогатительных фабрик зависят от типа руд и применяемых схем обогащения. На Норильской и Талнахской обогатительных фабриках применяют индивидуальные технологические схемы для различных типов руд.
Обогащение вкрапленных и медистых руд на Норильской обогатительной фабрике осуществляют по схеме коллективно-селективной флотации, позволяющей вывести в отвальные хвосты до 85-90% материала уже в «голове» процесса. По этой технологии сначала проводят коллективную флотацию для отделения пустой породы и затем селективную с выделением медного и никелевого концентратов.
Технология обогащения вкрапленных руд месторождения Норильск-1 дополнительно включает операцию гравитационного обогащения в центробежных классификаторах «Knelson», что позволяет повысить извлечение благородных металлов и получить богатый гравиоконцентрат [32].
Гравитационно-флотационная схема весьма эффективна применительно к малосульфидным рудам, так как при крайне низком содержании цветных металлов они относительно богаты МПГ, причем до 89% платиноидов представлено собственными минералами. Тем не менее, потери платиновых металлов весьма существенны - по данным работы [32] доля потерь платиновых металлов на стадии обогащения руд от общих потерь ГМК «НН» составила 71%, в том числе 67% с хвостами Норильской обогатительной фабрики, перерабатывающей, в основном, вкрапленные руды, и только 4% с хвостами Талнахской фабрики, перерабатывающей богатые руды.
Обогащение сплошных сульфидных руд на Талнахской обогатительной фабрике проводят по технологии селективно-коллективно-селективной флотации, поскольку выход отвальных хвостов при переработке богатых руд невелик (не более 25-30%). Основное отличие технологической схемы селективно-коллективно-селективной флотации состоит в выделении малоникелистого пирротина в самостоятельный продукт, что позволяет за счет получения богатых концентратов цветных металлов существенно сократить затраты на металлургическом переделе [33].
Металлургическая переработка. Традиционно для переработки сульфидных концентратов, содержащих медь, никель и МПГ, применяются пирометаллургические методы, ориентированные на отделение целевых компонентов от пустой породы с концентрированием их в штейне. При пирометаллургической переработке медных и никелевых концентратов потери МПГ с отвальными шлаками относительно невелики (до 3%); основная часть МПГ, за исключением осмия, концентрируется в шламах электролиза меди и никеля (Таблица1.2) [32].
В ГМК «НН» для переработки электролитных медных и никелевых шламов применяется технология, основанная на последовательном осуществлении окислительно-сульфатизирующего обжига, выщелачивания, плавки нерастворимого остатка на аноды и вторичного электролиза с получением концентратов Pt-Pd-Au, Pd-Ag-Rh-Ru, серебра и иридия [34]. В результате электролиза редкие платиноиды (Ir, Rh, Ru) распределяются между тремя продуктами: вторичным шламом, медной губкой и раствором. В электролите концентрируется основная часть иридия, рутения и, незначительно, родия. Иридий и рутений из раствора выделяются методом автоклавного осаждения тиосолями. Преимуществами этой технологии является получение удобного для аффинажа богатого селективного иридиевого концентрата и высокое качество концентрата Pt-Pd-Au (Е Pt, Pd 50 %), так как шлакообразующие компоненты шламов удаляются при плавке на вторичные аноды [31].
Изучение минералогического состава хромсодержащей коренной руды Нижнетагильского массива
Особенностью зональных массивов является зональное строение: ядро, сложенное дунитами, которое облекается оболочкой клинопироксенитов. Более половины из пятнадцати массивов платиноносного пояса Урала имеют центральные дунитовые части, причем наблюдаются самые различные соотношения дунитов, слагающих ядра массивов, и обрамляющих клинопироксенитов: от преобладания первых, окруженных тонкой каймой клинопироксенитов, до небольших участков дунитов среди поля клинопироксенитов. Размеры зональных массивов по геологическим меркам малы - обычно несколько десятков километров [88-92].
Нижнетагильский массив является эталонным в платиноносном поясе Урала, благодаря своим относительно крупным размерам (47,5 км ) и большой, ныне выработанной, россыпи. Центральную часть массива (гору Соловьева) слагает дунитовое ядро площадью 27,2 км2. Внутри дунитового ядра выделяется хромититовая зона, в которой дуниты насыщены вкрапленностью, прожилками, шлирами и дайками хромшпинелидов. Основные разновидности горных пород массива - дуниты, хромититы и клинопироксениты в качестве акцессорного минерала содержат платину [3,93].
Дуниты Нижне-Тагильского массива - породы, состоящие на 98 объемн. % из оливина, 1 % клинопироксена и 1 % хромшпинелида. Главнейшим минералом коренных месторождений платины рассматриваемой формации является хромшпинелид [94]. Вокруг хромшпинелида наблюдаются узкие прерывистые каймы хроммагнетита и магнетита. Более крупные зерна хромшпинелида являются более хромистыми и магнезиальными. Содержание хромита в дунитах зональных массивов Платиноносного пояса Урала в среднем составляет 1 %. Состав акцессорных хромитов из дунитов Нижнетагильского массива приведен в таблице 2.1.
По мнению авторов [95], содержание платины в дунитах Нижнетагильского зонального массива является достаточно неравномерным (от 10-20 до 100-200 мг/т). К периферии дунитовых тел концентрация платины возрастает и достигает максимальных значений в зоне перехода к клинопироксенитам. Отношение Pt/Pd в дунитах колеблется от 5 до 10 и более.
Содержание платиноидов в хромититах значительно выше, чем в дунитах и по данным разных исследователей сильно варьирует. В участке "Дунитовый", расположенного в пределах хромититовои зоны, в отдельных хромитовых жилах концентрация МПГ достигает: Pt - 20-50 г/т, Pd - 0,20-0,37 г/т, 1г - 0,7-1,2 г/т. Содержание платиноидов в дунитах и хромититах дано в таблице 2.2.
По данным [96] главным минералом является изоферроплатина. Помимо изоферроплатины к весьма распространенным МПГ относятся тетраферроплатина, туламинит, осмирид, иридосмин, самородный осмий, а также сульфиды, арсениды и теллуриды.
На участке «Дунитовый» по данным [95] платиновая минерализация присутствует в виде кристаллических зерен размером от 5x5 - 50x100 до 500x1000 мкм и более. Резко преобладает мелкая и тонкая платина - около 80 %. Зерна платины включены в хромшпинелиды, где находятся около трещинок, часто пересекая и цементируя их.
В настоящее время дунитовые хромитсодержащие руды Нижнетагильского массива используются исключительно как сырье для производства огнеупоров, что соответствует мировой и российской промышленной практике. Недостаток технологических исследований по проблеме возможного попутного извлечения МПГ при добыче и обогащении дунитов привел к тому, что участки с повышенным содержанием МПГ законсервированы. 2.2 Изучение минералогического состава хромсодержащей коренной руды
Проба коренной хромитовой руды Нижнетагильского дунитового массива массой 2,2 кг была подвергнута дроблению и измельчению на 3 класса (-1,4+0,1; -0,1+0,071; -0,071+0 мм), из которых были выделены пробы для минералогических исследований (таблица 2.3, рисунок 2.1-2.2).
Минеральный состав проб изучался на поляризованном микроскопе Zeiss Axiolab. Микроанализ минералов выполнен на электронном микроскопе Cam Scan S4 с энергодисперсионным спектрометром Pentafet SuperATW и системой микроанализа Link ISIS 200 (точность анализа ±2% отн.). Рисунок 2.1 - Фотографии исходного куска руды хромитсодержащего дунита Нижнетагильского месторождения (Среднего Урала), масса ( м=2,2кг)
Термодинамическая оценка равновесий в системе ІТЄ3О4 - (H2SO4) - FeMCT -Н20]
Пробы коренной хромитовой руды массой 152 кг, представляющие собой крепкий кусковой материал, были подвергнуты дроблению (использовались щековая дробилка ДЩ 120x200 и валковая дробилка ДГ 200x125 производства ОАО «Механобр-техника») до -6(-3)+0 мм с промежуточным отсевом готовых по крупности классов на лабораторных ситовых анализаторах фирмы LAARMANN (LMSM - 300/450, LMSM - 75/200) (рисунок 2.8).
В отсадочных машинах в качестве постели использовался магнетитовый концентрат крупностью -20+10 мм (для класса -6+3 мм руды) и крупностью -10+6 мм (для класса -3+1 мм руды). Частота пульсаций диафрагмы и расход подрешетной воды подбирался эмпирически. Использовались лабораторные диафрагмовые отсадочные машины фирмы «ЭНРОФ». Измельчение промпродуктов осуществлялось в лабораторной шаровой мельнице емкостью Юл с поворотной осью (размер D L =0,3 0,45) при соотношении в загрузке руда:вода:шары = 1:0,8:7. Шаровая загрузка была составлена из комбинации шаров диаметром 40, 30, 20 мм в соотношении соответственно 30, 35, 40%.
Изучение поведения основных компонентов и МПГ осуществляли по развернутой гравитационной схеме, принятой для руд, содержащих ценных удельно-тяжелые минералы. Схема включает грохочение с рассевом на классы и последующей их отсадкой. Концентраты, промпродукты и хвосты отсадки после доизмельчения и грохочения на узкие классы подвергались концентрации на столе (concentrating table model 8000 фирма "Holman") с целью выделения "головки", предположительно обогащенной МПГ, и хромитовых концентратов. Доработка гравитационных концентратов осуществлялась последовательным применением магнитной (лабораторный барабанный сепаратор ПБСЦ 40/10) и коронно-электростатической сепарации (ПС-1) (рисунок 2.9).
Схема предварительной подготовки коренной хромитовой руды Контроль над ходом процесса в каждой операции осуществлялся визуально, что оказалось возможным в связи с четким различием в цвете хромшпинелидов (черные) и магнезиально-силикатных пород (светлые, зеленовато-желтые).
В связи с высокой стоимостью единичных анализов на ЭПГ одноименные продукты, полученные по схеме гравитационного обогащения с последующей доводкой концентратов, были объединены пропорционально выходам. Из объединенных проб были подготовлены пробы для химического анализа.
Анализ на плотность зерен, выделенных из класса -20+10 мм и расклассифицированных по цвету, свидетельствует, что в этом классе отсутствуют явно раскристаллизованные зерна хромита и обогащение крупных классов нецелесообразно (7 2810-2610 кг/м ). При концентрации на столе доизмельченных концентратов, полученных при отсадке классов -6+3 и -3+1 мм, были получены концентраты плотностью 4000 кг/м , что свидетельствует о раскрытии при этой крупности зерен хромита и их активной концентрации в удельно-тяжелой фракции.
Из результатов разделения коренной хромитовой руды методами гравитации, магнитной и электростатической сепарации видно, что из руды, измельченной до -1+0 мм, получены сильномагнитная фракция (СМФ) с выходом 0,35%, содержащая 22 г/т платины, и проводниковая фракция (ПФ) с выходом 2,85%, содержащая 28,17% Сг и 1,3 г/т Pt. Извлечение хрома в проводниковый продукт составляет около 50%, что может быть оценено, как довольно высокое при столь низком содержании его (1,64% Сг) в исходной руде (таблица 2.5). Для получения более качественных хромитовых продуктов, полученные при сепарации проводниковые фракции были доработаны путем их перечистки на концентрационном столе, после объединения продуктов с одинаковой крупностью. Результаты кондиционирования свидетельствуют о том, что в проводниках содержится значительное количество минералов пустой породы, что позволяет существенно повысить качество продуктов (таблица 2.6).
Опыты по коронно-электростатической сепарации, поставленные с целью проверки возможности повышения качества хромитового концентрата, не дали положительных результатов - практически все частицы при напряжении на коронирующем электроде 12-15 кВ переходили в проводящую фракцию. Установлено также, что при обогащении хвостов крупнее 0,4 мм на КС с предварительным доизмельчением до -0,2 мм и обесшламливанием, не удается выделить заметного количества СМФ или проводниковой фракции.
Представляется целесообразным сравнить полученные результаты с данными по обогащению аллювия Нижнетагильского массива [3]. В обоих случаях, несмотря на значительные отличия в химическом составе коренной руды и аллювия, извлечение хрома и платины в основном определяется, прежде всего, типом руды. Извлечение хрома в гравитационные концентраты примерно одинаковое (на уровне 75-80%), тогда как платины из аллювия значительно выше (91,9%), чем из коренной руды (около70% с учетом доизвлечения из промпродуктов) (таблица 2.7). При разделении гравитационных концентратов с помощью магнитной и электростатической сепарации, как для аллювия, так и для коренной руды, хром концентрируется в проводниковых фракциях, а платина - в магнитных. Родий при разделении гравитационных концентратов независимо от типа руды следует пропорционально выходу класса (таблица 2.8).
Получение качественного хромитового концентрата и обогащенного платиновыми металлами магнитного продукта
Технологическая схема переработки дунитовой руды состоит из двух основных стадий: I. получение качественного хромитового концентрата и обогащенного платиновыми металлами магнитного продукта; II. гидрометаллургическое рафинирование магнитного продукта с получением платинометального концентрата. Исходная руда без дополнительного измельчения подвергается грохочению с последующей отсадкой. Необходимо отметить, что результаты диссертационных исследований показали, что дробление руды до крупности -12 мм обеспечивает без дополнительного измельчения на стадии гравитационного обогащения выделение концентрата (выход D 30%), концентрирующего 80-90% магнитной фракции. Это дает возможность резко сократить затраты на переработку и создает предпосылки использования технологии по отношению к бедным рудам, в особенности применительно к действующим предприятиям.
Концентраты отсадки крупных фракций после измельчения до крупности -2+0 мм и грохочения смешиваются с мелкой фракцией грохотов и поступают на гидравлическую классификацию. Выделенные фракции различной крупности обогащаются на концентрационных столах.
Объединенный гравитационный концентрат подвергается доводке методами мокрой магнитной сепарации и электростатической сепарации с получением хромитового концентрата, сильномагнитного продукта, обогащенного МПГ, и диэлектрической фракции, представляющей собой породообразующие магнезиальные силикаты. Хвосты гравитационного обогащения после классификации используются при производстве огнеупоров или стройматериалов. СМФ, выделенная на обогатительной стадии и содержащая более 20 г/т Mill и подвергается химико-металлургическому рафинированию методом восстановительного сернокислотного выщелачивания с получением богатого платинометального концентрата.
В диссертационной работе выполнены соответствующие расчеты и произведен выбор необходимого оборудования для аппаратурного оформления разработанной технологической схемы. Расчеты ориентированы на переработку 200 тыс. т хромитовой руды, химический состав которой приведен в таблице 2.3.
Получение качественного хромитового концентрата и обогащенного платиновыми металлами магнитного продукта Расчеты материальных потоков и выбор оборудования на обогатительной стадии технологической схемы осуществлены на основании данных исследований, приведенных в таблице 2.5. Грохочение исходной руды. Исходя из часовой производительности по исходному питанию 35 т/час, определяем площадь грохота для сетки с отверстиями 2 мм: F = = 5,55 м2, (4.1) Чо щРн щКг кг кз -к4 -Ks кб где Кг = 1, при є = 92%; К2 = 0,8; К3 = 1,75; К4 = 1,0; К5 = 1,0; К6 = 1,35 (мокрое грохочение); Q4 = 35 т/час.
В соответствии с этим, учитывая данные каталогов, наиболее предпочтительным вариантом является установка двухактного грохота ГСТ 72 с выведением классов -12+6мм, -6+2мм, раздельно направляемых на отсадку. Отсадка. Считая ситовую характеристику дробленой руды (рисунок 4.2) прямолинейной, можно предварительно определить выхода классов -12+6мм, -6+2мм и -2+0 мм равными, соответственно, 55, 30 и 15%. Таким образом, на отсадку класса -12 +6 мм будет поступать 20 т/час, на отсадку класса -6+2 мм - 10 т/час, 5 т/час пойдет на гидравлическую классификацию и обогащение.
Приняв удельную нагрузку на отсадочные машины для класса -12 +6 мм - 7 т/час, а для класса -6+2мм - 4 т/час, подучим необходимую площадь отсадочных машин для класса -12+6мм - Si= 3 м2, а для класса - 6+2мм - S2= 2,5 м2. С целью обогащения могут быть использованы 2 машины МОД-ЗМ1 с площадью 3 м2.
Классификация класса -2+0 мм. В случае использования для гравитационного обогащения мелких классов концентрационных столов в операции классификации следует установить многокамерный гидравлический классификатор КГ-4-Р. Его производительность по исходному питанию (20-30 т/ч) надежно обеспечит подготовку руды по крупности.
Гравитационное обогащение класса -2+0 мм. С учетом предполагаемого выхода чернового концентрата отсадки 20% производительность по питанию на концентрационные столы равна 10 т/час. Приняв выход циркулирующей нагрузки равным 30%), получим общую нагрузку на столы 13 т/час. Приняв ситовую характеристику по кривой 2 (рисунок 4.2), получим выходы классов -2+1, -1+0,5, -0,5+0,2 и -0,2+0,04мм равными, соответственно, 20%, 25%, 40% и 15%. Часовая нагрузка на концентрационные столы составит 2,5 т/час; 3,2 т/час; 5,2 т/час и 2 т/час.
