Содержание к диссертации
Введение
ГЛАВА 1. Мировой опыт переработки хвостов обогащения и отвалов металлургического производства 7
1.1. Переработка хвостов обогащения на зарубежных предприятиях 7
1.2. Переработка хвостов обогащения на предприятиях СНГ 15
1.3. Переработка отвальных продуктов металлургического производства 25
ГЛАВА 2. Разработка технологии предконцентрации ценных компонентов из отвальных хвостов при их гидротранспорте ..30
2.1. Физическое обоснование возможности разделения минеральных частиц по плотности при гидротранспортировании 30
2.2. Экспериментальные исследования условий вывода обогащенной фракции при гидротранспортировании отвальных хвостов 33
2.3. Проведение исследований по определению условий вывода обогащенной фракции из хвостопроводов 44
2.4. Лабораторные и полупромышленные опыты по доизвлечению ценных компонентов из продуктов, выделенных из отвальных хвостов медной фабрики агмк, медных фабрик и iii полиметаллической фабрики дгмк с помощью заборного устройства 56
ГЛАВА 3. разработка гравитационной технологии выделения благородных металлов из текущих и лежалых тонкоизмельченных хвостов 63
3.1. Описание движения пульпы в центробежном аппарате 63
3.2. Экспериментальное исследование гидродинамики потоков в центробежном сепараторе 69
3.3. Укрупненные лабораторные испытания по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов с помощью центробежных концентраторов 84
ГЛАВА 4. Переработка отвальных кеков гидрометаллургического передела 91
4.1. Исследование изменений, происходящих с флотационными концентратами тырныаузской обогатительной фабрики при автоклавно-содовой переработке... 91
4.2. Разработка технологии обогащения отвальных кеков нальчикского гидрометаллургического завода 94
ГЛАВА 5. Снижение потерь ценных минералов при флотационном обогащении, имеющих близкие физические параметры с породными минералами 105
ГЛАВА 6. Практические результаты разработок технологий по доизвлечению ценных компонентов из отвальных хвостов... 126
6.1. Извлечение ценных компонентов из отвальных хвостов, транспортируемых в трубопроводах 126
6.2. Извлечение благородных металлов из лежалых хвостов бегуннои фабрики с помощью центробежных сепараторов 133
6.3. Извлечение ценного компонента из отвальных хвостов нальчикского гмз 134
6.4. Сокращение потерь флюорита с текущими отвальными хвостами обогащения сложных карбонатно-флюоритовых руд 135
Основные выводы 141
Список использованной литературы 146
Приложения 163
- Переработка хвостов обогащения на предприятиях СНГ
- Экспериментальные исследования условий вывода обогащенной фракции при гидротранспортировании отвальных хвостов
- Экспериментальное исследование гидродинамики потоков в центробежном сепараторе
- Разработка технологии обогащения отвальных кеков нальчикского гидрометаллургического завода
Введение к работе
Весь опыт развития цивилизации свидетельствует о том, что человечество, постоянно используя достижения научно-технического прогресса, не только не освобождается от необходимости освоения богатств земных недр, но во все большей степени становится зависимым от них [1]. Современное развитие горно-металлургического комплекса Российской Федерации характеризуется, с одной стороны, снижением добычи руд цветных и черных металлов, горно-химического сырья, а с другой -вовлечением в переработку труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими физико-химическими и поверхностными свойствами минералов. Обострение положения с обеспечением потребности в продукции минерально-сырьевого комплекса обусловливает настоятельную необходимость вовлечения в производство сырья техногенных месторождений. По ориентировочным оценкам геологов суммарная ценность полезных компонентов в сырье техногенных месторождений превышает 87 трлн. руб. в ценах начала 1991 года, те есть сопоставима с оценкой потенциальных ресурсов минерального сырья в недрах СНГ (более 100 трлн. руб. в ценах того же времени). Так только на Урале имеется 177 млн. т хвостов обогащения медных и медно-цинковых руд, в которых содержится475 тыс. т меди, 680 тыс. т цинка, 37,4 млн. т серы. Первоочередным объектами здесь являются хвосты Бурибаевской, Красноуральской и Учалинской фабрик в объеме 54,5 млн. т со средним содержанием меди 0,35-0,48%, цинка - 0,19-1,04%, серы - 17-33%. В этом регионе находится более 90 млн. т медных шлаков, содержащих 350 тыс. т меди, 2180 тыс. т цинка, 900 тыс. т серы, более 7 т золота, 150 т серебра, 23 тыс. т висмута, 8 тыс. т кадмия. В России имеется 90 млн. т хвостов свинцово-цинковых фабрик, включающих 145 тыс. т свинца и 400 тыс. т цинка при среднем их содержании соответственно 0,14-0,29% и 0,07-0,79%).
Объемы хвостов оловянных фабрик составляют 100 млн. т с запасами металлов 81 тыс. т со средним содержанием олова 0,18%. Галечные и эфельные отвалы Чукотки, хвосты Приморской и шламы Иультинской фабрик содержат соответственно 0,320 и 0,301% триоксида вольфрама, что выше содержания в рудах Тырныаузского комбината [2]. По данным В.А.Чантурия в России к настоящему времени уже накоплено 12 млрд. т отходов в виде вскрышных пород и хвостов обогатительных фабрик, содержание ценных компонентов в которых позволяет рассматривать их как реальный ресурс в обеспечении России дополнительным металлом [3]. Определенные потери металлов связаны с отвальными продуктами пиро- и гидрометаллургического передела [4]. Имеется большое количество данных о повышенных содержаниях благородных металлов, в т.ч. золота в месторождениях железа, песчано-гравийных смесей, фосфоритов, нефелинов, бокситов, марганцевых руд, в титано-циркониевых, в калийных солях и рассолах, в гравиино-песчаных массах в реках, в корах выветривания, в хвостах обогащения медных, медно-цинковых, свинцово-цинковых руд [5-14]. По данным В.А.Конева [15] минимально возможное содержание металлов в отвальных хвостах флотационных обогатительных фабрик цветной металлургии, как правило, в 2-3 раза ниже фактического. Большая часть безвозвратных потерь металлов с отвальными хвостами приходится на долю сростков. Примерно 1/3 всех теряемых сростков являются закрытыми, а 2/3 - открытыми. Одновременно некоторая часть металлов теряется и с раскрытыми зернами минералов, особенно в труднофлотируемых классах -10 мкм. Для руд благородных металлов характерны потери в классах крупностью +100 мкм (при флотационном обогащении) и в классах -250 мкм — при гравитационном обогащении. Поэтому вопросы сокращения этих потерь представляют несомненный промышленный и научный интерес и являются актуальной промышленной задачей. Технико-экономические расчеты, опыт работы ряда зарубежных предприятий [16-19] показывает, что из отвальных хвостов обогатительных фабрик цветной и черной
металлургии, добыча благородных и др. ценных металлов может быть организовано только как попутная из отходов обогащения текущего производства на действующих производствах, а также из перемещаемых горных масс. При этом извлечение ценных компонентов желательно проводить без существенного изменения технологического режима основного производства и без его реконструкции, а технологические схемы доизвлеченния ценных компонентов должны быть просты в эксплуатации и обеспечивать высокую производительность.
Переработка хвостов обогащения на предприятиях СНГ
К сожалению, в отличие от зарубежных, на фабриках РоссийскойФедерации и странах СНГ практика переработки отвальных хвостов не нашла должного распространения, несмотря на наличие их огромногоколичества.
При обогащении руд благородных и цветных металлов 80-95% продукта в виде отходов (хвостов) удаляется в отвалы, в которых теряется 10-40%) металлов, извлеченных из недр, загрязняется окружающая среда. Эти отвалы обогатительных предприятий содержат 0,2-0,3% меди и свинца; 0,5-1,5% цинка; 0,05-0,2% олова и вольфрама; 0,2-1,5 г/т и более золота иплатиноидов. Имеющиеся карты хвостохранилищ с указанием содержания в них металлов зачастую далеки от истины.
При эксплуатации обогатительных фабрик в течение десятков лет (до настоящего времени существуют фабрики, перерабатывающие руды начала прошлого века. Содержание ценных компонентов в отвалах различно. Так по данным Петрова И.М. в России в начале XX века на Урале (Конюховский, Пышминский, Ключевской рудники) перерабатывались медные руды, содержащие более 3-7% меди, свинцово-цинковые и цинковые руды, содержащие свыше 15% свинца, от 18 до 40% цинка (Тетюха, Садонский рудник). Учитывая, что при этом применялись достаточно неразвитые схемы обогащения, потери ценных компонентов в хвостах значительные [20]. Аналогичная ситуация сложилась и на многих золотых фабриках. Так на хвостохранилище одной из фабрик бывшего объединения «Енисейзолото» в различных зонах поля содержание золота варьирует в интервалах от 0,5 до 7 г/т. Большое различие в содержании металлов и по глубине (в 2-3 раза), на поверхности и ближе к ней содержание металлов ниже. Аналогичные зависимости по содержанию меди в виде халькопирита получены институтом «ЦНИИолово» при изучении хвостохранилища центральной обогатительной фабрики Солнечного ГОКа (содержание меди в хвостах колеблется от 0,3 до 0,7%, олова - от 0,1 до 0,3%).
В связи с обеднением по содержанию металлов многих месторождений есть случаи, что их содержание в отвалах выше, чем в исходной руде. Себестоимость извлечения металлов из отвалов снижается с увеличением объема их переработки.
Анализ отвальных хвостов действующих обогатительных фабрик цветной металлургии показал, что основные потери ценных компонентов связаны с крупными классами хвостов (+0,21-0,15 мм). Поэтому для доизвлечения металлов из крупных фракций наиболее перспективным считалось направление с предварительной классификацией хвостов с последующим измельчением песковой фракции и флотацией. Этот способдоизвлечения металлов из хвостов был запроектирован и осуществлен на Алмалыкской медной фабрике (Узбекистан), но не оправдал себя из-за сложности эксплуатации громадного насосного хозяйства. Из-за низких экономических показателей была прекращена дофлотация меди из отвальных хвостов Балхашской медной фабрики, на которой проводилась флотация недоизмельченной песковой фракции.
Следует подчеркнуть, что хвосты обогащения наряду с основными ценными компонентами содержит ряд других продуктов, которые также могут быть выделены в самостоятельные продукты, например, пирита, барита, силикатных продуктов (кварц, полевой шпат), слюды и т.д. Этим вопросам посвящен целый ряд исследований, часть из которых приведена ниже.
Исследования, выполненные Бронницкой экспедицией ИМГРЭ, показали на возможность получения из хвостов обогащения кварцевых песков титановых и циркониевых концентратов с использованием гравитационного обогащения исходных кварцевых песков на винтовом шлюзе и доводкой черновых гравиоконцентратов магнитной и электростатической сепарациях. Исследования были выполнены на песках Новозыбковского, Егановского и Муравейнинского месторождений [21].
В работе [22] показана возможность получения из отвальных хвостов одного из редкометалльных предприятий кварца и полевого шпата. Разделение кварца и полевого шпата проводили катионным собирателем в присутствии ионов фтора после предварительного удаления слюды. В качестве заменителя плавиковой кислоты использовали бифторид-фторид аммония.
В работе [23] сообщается о возможности выделения из отходов флотации свинцово-цинковых руд Квайсинского горно-обогатительного предприятия высококачественного кальцитового концентрата. Показана возможность выделения из хвостов переработки вольфрамосодержащих руд флотацией катионным собирателем АНП мусковита [24]. По данным [25], на флотационно-гравитационной схеме обогащения можно перерабатывать старые отвалы месторождения Майхура на Такобской фабрике. Отвалы содержат 0,29% WO3; 1,3% Zn; 0,16% Sn. Возможность получения цинкового и вольфрамо-оловянного концентратов. Для переработки хвостов Мизурской, Фиагдонской, Садонской фабрики предложена схема обогащения, включающая комбинации центробежного обогащения на концентраторах с винтовым потоком, центробежно-гравитационный и магнитогидро-статический. Следует отметить, что данная комбинация оборудования не прошла ни лабораторных, ни укрупненных испытаний [26]. Для смешанных руд Жирекенского месторождения предложена схема флотации окисленного молибдена из хвостов контрольной сульфидной флотации с последующим выщелачиванием концентрата окисленной флотации серной кислотой. Извлечение окисленного молибдена в концентрат жирнокислотный флотации составляет 83,1%, а качество - 0,031% молибдена [27]. В работе [28] предложено для доизвлечения ценных компонентов из кеков цианирования хвостов гравитационного обогащения золотосодержащих руд схема, предусматривающая сульфидную флотацию ксантогенатом, а затем шеелитовую флотацию реагентами ИМ-50 и талловым маслом. При этом получается сульфидный концентрат, содержащий 3,8 г/т Аи и 43,2 г/т Ag, и шеелитовый продукт, содержащий после гравитационной доводки 19,25% W03. Технология испытана в лабораторных условиях. Имеется ряд публикаций по комплексному использованию хвостовмокрой магнитной сепарации железистых кварцитов. Так для% хвостохранилища Лебединского ГОКа, содержащего 6-11% гематита, 2-6%магнетита, 65-0% кварца, предложен вариант получения магнетит-гематитового концентрата, строительного материала. Следует отметить, что при намыве хвостохранилища отмечена тенденция накопления тяжелых минералов (магнетита и гематита) в зоне от 0 до 75-100 м от точки выпуска пульпы [29]. Для хвостов Михайловского ГОКа предложено для извлечениягематита центробежное гравитационное обогащение на концентраторах Falcon [30]. Складированные запасы хвостов Михайловского ГОКа составляет более 300 млн. т с массовой долей железа общего 25-28%. Лабораторные исследования, проведенные на Михайловском ГОКе по извлечению гематита
Экспериментальные исследования условий вывода обогащенной фракции при гидротранспортировании отвальных хвостов
К основным характеристикам кинематической структуры взвесенесущего потока относится распределение скоростей, плотностей взвесей, а также транспортируемых твердых частиц по крупности и плотности в сечении потока. В зависимости от режима движения гидросмеси распределение перечисленных характеристик по живому сечению потока различно, что связано с транспортирующей способностью потока. При полном использовании транспортирующей способности все частицы, находящиеся в потоке, перемещаются в направлении движения. При недостатке транспортирующей способности часть твердого материала находится на нижней стенке трубопровода в виде слоя заиления.
Исследования по влиянию взвесенесущего потока на распределение твердых частиц в потоке изучались на установке (рис. 2.1).
Экспериментальная установка представляла собой напорную гидротранспортную систему. Движение гидросмеси осуществлялось центробежным насосом 2КМ-6. Расход гидросмеси измерялся индукционным расходомером ИР-51, сигнал от которого поступал на цифровой вольтметр В7-16А. Кроме того, сигнал индукционного расходомера через измерительный комплекс К-121 выводился на шлейф осциллографа Н-117. Потери напора измерялись на определенном участке с помощью датчика перепада давлений РД 1/0,1 (фирма ХБМ, ФРГ). Сигнал от датчика через преобразователь сигнала KWS («Disa») выводился на цифровой прибор Щ4313, а также через комплекс К-121 на шлейф осциллографа К-117. Для визуального наблюдения за режимом движения на установке имелся участок трубы, выполненный из стекла. На этом участке фиксировался критический режим, т.е. режим, при котором начиналось выпадение твердых частиц на нижней стенке трубы. Скорость потока по сечению трубопровода измерялась с помощью пневмометрической трубки путем определения динамического давления как разности между полным давлением и статическим давлением. Пневмометрические трубки были установлены в торце трубопровода (рис. 2.1, поз. 7). Отбор проб по сечению трубопровода проводился трубкой диаметром 30 мм, которая опускалась по высоте трубопровода. Из отобранной пробы определялась плотность пульпы. После высушивания для твердой фазы делался ситовой анализа на ситах фирмы «Fritsch» и определялось содержание серы в каждом классе крупности. Результаты исследований в виде графиков приведены на рис. 2.2-2.5. Приняты следующие обозначения на графиках, помещенных на рисунках к главе 2.2:у/ч - относительное расстояние от стенки трубопровода до рассматриваемой точки I - ось трубы, 0,0 - стенки трубопровода);и/итйУ, - отношение локальной скорости потока в рассматриваемой точкек максимальной скорости потока при данном режиме транспортирования; pg/p0 - относительная плотность гидросмеси, pg и р0 - соответственноплотности гидросмеси и воды.
Испытания проводились на искусственной смеси: пустая порода (в основном кварц), плотность - 2,65 г/см3 и пирротин - плотность - 4,5-4,6 г/см3. Состав смеси приведен в табл. 2.1.
Исходное питание характеризовалось пониженным содержанием серы в классе +0,16 мм (1,4% серы) и высоким содержанием серы в классах 0,08+0,04 мм (12,5% серы) и -0,04+0,02 мм (15,5% серы).
Как видно из графика, помещенного на рис. 2.2, скоростное поле напорного движения пульпы (рис. 2.2, кривая 2) для исследуемого питания заметно отличается от скоростного поля воды (рис. 2.2, кривая 1).
Четко наблюдается тормозящее действие нижних слоев потока, более насыщенных твердой составляющей и скорости движения пульпы ближе к дну трубопровода ниже, чем у воды. Эпюра скоростей движения пульпы становится несимметричной и несколько вытянута вперед к своей верхнейчасти. Измеренная итъх для воды и для пульпы в наших исследованиях оказались одинаковыми и составили 4,32 с/с. На графике, помещенном на рис. 2.3, показано распределение крупности частиц по сечению трубопровода при равных средних скоростях движения потока и разных средних плотностях гидросмеси (1116 кг/м рис. 2.3а и 1210 кг/м рис. 2.36). Средняя крупность частиц рассчитывалась как средневзвешенная выхода каждого класса, умноженная на средний диаметр частиц каждого класса. При всех режимах в верхней части потока преобладают частицы со средним размером ниже 0,04 мм, причем, чем меньше скорость потока, тем меньше средний размер частиц (так при средней скорости потока ,9=0,87 м/с на уровне 0,85 , средний размер частицы составлял 0,02 мм, а при средней скорости потока 5=1,74 м/с - 0,04 мм). В нижней части потока (0,05-0, Ш) преобладают частицы средней крупности 0,07-0,08 мм. Повышение плотности гидросмеси несколько увеличивает средний диаметр частиц. Так плотность гидросмеси pg = 1116 кг/м3 и средней скорости потока 1,74 м/с на уровне 0,S5D средний размер частиц составил -0,04 мм, а при плотности гидросмеси pg = 1210 кг/м3 - -0,050 мм.
Данные исследований, приведенные на графике рис. 2.4, показывают, что в нижней части потока наблюдается повышение плотности пульпы, особенно, начиная с высоты 0,2 и ниже. Так при средней скорости потока 5=1,3 м/с и средней плотности pg = 1090 кг/м она составляет 1100 кг/м (0,2D), а на высоте 0,8D - 1050 кг/м3. На графиках (рис. 2.5 и рис. 2.6) показано распределение фракций по сечению потока и распределение серы в этих же фракциях по высоте потока. Средняя скорость пульпы в опытах, помещенных на рис. 2.5, составила ,9=1,3 м/с, плотность гидросмеси - pg - 1100 кг/м , на рис. 2.56 соответственно средняя скорость - .9=1,3 м/с, плотность гидросмеси -pg — 1050 кг/м3, а на рис. 2.6 - ,9=1,3 м/с. Из этих графиков очевидно, что по всей высоте трубопровода (потока) наблюдают все изученные фракции, причем в верхней части потока преобладает тонкая фракция -0,02 мм (до 60-70%), а в нижней части, например, содержание фракции +0,16 мм повышается с 2% (0,8 ) до 17% (0,Ш). Содержание некоторых фракций, например, -0,04+0,02 мм и -0,08+0,004 мм практически не меняется. В тоже время содержание серы в этих фракциях по высоте потока меняется (рис. 2.6), причем это характерно для всех фракций. Так на высоте потока 0,05-0,\D для фракции +0,16 мм содержание серы составляет 2,5%, фракции -0,16+0,08 мм - 6,5%, фракции -0,08+0,04 мм - 16%, фракции -0,04+0,02 мм -20%, фракции -0,02 мм - 8,6%, в то время как на высоте потока 0,8Z) в этих же фракциях содержание серы составило соответственно 2%, 2,5%, 12%, 17%, 6%.
Исходя из этих исследований, можно отметить, что для всех фракций крупности исходного питания на высоте 0,05-0,1 диаметра от дна трубопровода проявляется распределение частиц по плотности: частицы, содержащие серу в виде пирротина, как более тяжелые перемещаются в нижней части потока, хотя такое же количество частиц той же крупности (но меньшей плотности) находится в верхней части.
Анализ полученных данных позволил сделать следующие выводы.Распределение крупности и плотности частиц по сечению взвесенесущего потока, транспортирующего разнородный по плотности материал, связано с режимом транспортирования, в первую очередь, со средней скоростью потока и его плотностью.
Экспериментальное исследование гидродинамики потоков в центробежном сепараторе
Приведенное выше математическое описание процесса движения частиц в центробежном сепараторе показывает, что процесс обогащения происходит при непрерывно изменяющихся скоростях радиального и осевого потоков. Принятое допущение, что жидкость вращается с постоянной угловойскоростью, не соблюдается. Только пристенные слои жидкости вращаются с той же угловой скоростью, что и стенка ротора, причем окружное смещение жидкости зависит от производительности аппарата.
По этой причине было проведено экспериментальное изучение гидродинамики потоков. Для определения структуры потоков был применен метод «светового ножа» [94]. Во избежание затемнения внутренних областей аппарата краской, находящейся во внешних слоях потока, применялось освещение тонким плоским (толщиной 0,1-0,2 мм) лучом света, пересекающим аппарат в меридиональной плоскости, и индикация прозрачным мелкодисперсным светоконтрастным веществом, дающим блики лишь при попадании луча за счет отличия коэффициента преломления воды и поверхности зерен. В качестве источника света был использован оптический квантовый генератор на парах кадмия типа ЛПМ-11. В качестве индикаторного вещества был использован нафталин с добавкой флуресцеин натрия. Имея нулевую плавучесть, нафталин позволяет инициировать потоки без искажений, вызванных различием в плотностях контрастного вещества и воды. Введение нафталина в аппарат осуществлялось способом перекристаллизации из насыщенного спиртового раствора. Картина линий тока наблюдалась визуально и регистрировалась фотокамерой типа «Зенит». Схема установки приведена на рис. 3.2.
Для точного определения всех составляющих скоростей потока был применен метод «метки потока электролитом» [95], который заключается в регистрации моментов прохождения малой неразмытой дозы электролита между пластинами датчиков. Блок-схема установки приведена на рис. 3.3.
Условия опытов: объем поступающей воды - 4 л/мин, число оборотов ротора - 420 об./мин, диаметр ротор-чаши - 100 мм.
Визуальность наблюдения гидродинамики движения пульпы в сепараторе (см. рис. 3.4) показало наличие четырех зон:характеризующаяся нисходящим потоком; II - зона турбулентного перемешивания; III - зона, примыкающая к стенке ротора, характеризующаяся упорядоченным движением и максимальной окружной скоростью движения; IV - зона турбулентного перемешивания в нарифлениях. Измерение тангенциальной составляющей скорости V, на горизонтальном сечении сепаратора по радиусу показал, что V, возрастает от центральной зоны к периферии (см. рис. 3.5). Однако величина изменения скорости для каждого горизонтального сечения различна (для нижних горизонтов она меньше, чем для верхних). Так, например, для высоты 15 мм тангенциальная составляющая скорости изменяется от 0 до 1,321 м/с, а для высоты 35 мм - от 0 до 1,5 м/с, для высоты 45 мм - от 0 до 2,01 м/с. Расчеты показывают, что тангенциальная скорость жидкости у стенки ротора-чаши практически совпадает со скоростью твердого тела. Причина этого явления связана с различной угловой скоростью движения жидкости по высоте сепаратора, т.к. поступающая жидкость увлекается во вращательное движение постепенно. Изменение радиальной составляющей скорости потока $рад (рис. 3.6) показало, что в горизонтальном сечении имеет 9рад четко выраженный минимум в центральной зоне ротора. Скорость возрастает от центра к краю ротора. Так на уровне 15 мм от дна чашки радиальная скорость изменяется от 0 до 0,37 м/с на уровне 35 мм от 0 до 1,33 м/с. На рис. 3.7 приведены данные по экспериментальному измерению осевой составляющей скорости потока. Осевая (вертикальная) составляющая скорости уменьшается с увеличением высоты ротора, что связано с увеличением площади истечения жидкости. Имеется выраженный переход осевой скорости через нулевое значение, что объясняется наличием в роторе нисходящего и восходящего потока (рис. 3.4). В измеренных пределах на
Разработка технологии обогащения отвальных кеков нальчикского гидрометаллургического завода
Лабораторные исследования проводились на пробе отвальных кеков, содержащих 0,44-0,49%) W03 и 0,43-0,45%) Мо. Основными ценными минералами являлись: шеелит —0,6%, измененный с поверхности (наличие пленок кальцита), молибденит - 0,5%. Отмечено незначительное количество вольфрамита, тунгстита. Сопутствующие минералы представлены в основном кальцитом - 85-90% и флюоритом - 8-10%), причем кальцит сосредоточен практически весь в классе -0,02 мм. На кеках обнаружено порядка 0,5 кг/т олеиновой кислоты. Кроме того, в кеках находится 0,3-0,5 г/т золота. Кальции обладает искусственной гидрофобностью.
В табл. 4.1 приведен гранулометрический состав исходного продукта ираспределение компонентов по классам.
Распределение вольфрама происходит крайне неравномерно, основное его количество сосредоточено в классе +0,045 мм - 72,3%), молибден практически сосредоточен по всем классам, хотя и наблюдается его концентрация в классах +0,071 и 0,045 мм.
На первом этапе исследований были проведены работы по флотации исходных кеков с применением различных традиционных реагентов, рекомендуемых для вольфрамовых руд. Основная трудность флотации данного продукта состоит в наличии значительного количества шламов ( 60% кл. -0,02 мм), активированных олеиновой кислотой. Проверенные режимы флотации не позволяют получить удовлетворительных результатов. Отмечалась лишь незначительная концентрация вольфрама и молибдена в камерных продуктах.
Поэтому на втором этапе исследований основное внимание было обращено на возможность извлечения ценных компонентов гравитационным способом обогащения, т.к. основные минералы породы по массе значительно отличаются от полезных минералов, т.е. возможна предконцентрация ценных минералов.
Проведенные исследования по разделению кеков в тяжелой жидкости (тетрабромэтан) подтвердили это предположение (уд. вес 2,9 г/см ). Разделение проводилось в статических условиях.
В дальнейшем гравитационное обогащение продукта осуществлялось в короткоконусных гидроциклонах. Применение данного аппарата объяснялось двумя причинами: - достаточной эффективностью; - большой производительностью. В табл. 4.3 приведены данные опытов по гравитационному обогащению кеков в короткоконусном гидроциклоне при различном соотношении диаметров песковой и сливной насадок. Работы осуществлялись в гидроциклоне диаметром 150 мм, угол конусности - 90, давление - 1 ати. Увеличение песковой насадки приводит к увеличению извлечения вольфрама и молибдена в пески гидроциклона, однако содержание вольфрама снижается с 3,02% до 1,21%. Поэтому в дальнейших исследованиях работы проводились при соотношении насадок 0,25. Минералогический анализ одного из черновых гравитационных концентратов показал, что вольфрам в продукте на -86% связан с шеелитом, на 12% - с вольфрамитом и на 2% - с тунгститом. Молибден на 95% связан с молибденитом. Доводка получаемого чернового гравитационного концентрата Результаты опытов, приведенных в табл. 4.4 и 4.5, показали на возможность выделения из кеков продуктов, содержащих: - 8,7% W03 и 3,9% Мо при извлечении соответственно (%) 57,3 и 28,5 (схема рис. 4.1);- 21,2 и 6,48% W03; 7,2 и 2,48% Мо при извлечении соответственно (%) 41,9 и 20,6; 15,7 и 8,7 (схема рис. 4.2).
Полученный гравитационный концентрат содержал одновременно два ценных компонента: вольфрам и молибден. Была разработана схема флотационного обогащения, включающая обработку пульпы соляной кислотой - 15-20 кг/т (рН флотации - 4-8), керосином - 8,3 г/т) и флотацию молибденита в пенный продукт.
Полученный пенный продукт содержит 35% Мо и может успешно перерабатываться гидрометаллургическим способом. При перечистках этого продукта можно повысить качество продукта свыше 40% Мо.
Анализ данных, приведенных в табл. 4.3., 4.4, 4.5, показал на значительные потери молибдена в сливе короткоконусного гидроциклона. С целью снижения этих потерь был разработан режим доводки слива, включающий обработку продукта 5 кг/т перманганата калия, 2-х кратную перечистку пенного продукта. Время основной флотации - 7 мин, перечистных операций - 10 мин.
Молибден концентрируется в камерных продуктах, содержание в суммарном продукте - 3,5% Мо при извлечении 40,5% от операции.
Полученный камерный продукт был доведен до -10%) содержания по молибдену при замене жидкой фазы и флотации с применением керосина, соляной кислоты и вспенивателя. Извлечение от операции составило 75%.
На основании проведенных исследований была разработана гравитационно-флотационная схема, представленная нарис. 4.3.
Результаты опытов, проведенных в замкнутом цикле, приведены в табл. 4.8. Гравитационное обогащение осуществлялось в короткоконусных гидроциклонах диаметром 50 мм, угол конусности - 125, давление - 0,6 ати. Камерный продукт обратной флотации Мо перечистке не подвергался.
Из отвальных кеков получен вольфрамовый промпродукт, содержащий 10,4 W03 при извлечении 64%; молибденитовый концентрат, содержащий 43% Мо при извлечении 34,9%, и промпродукт, содержащий 3,54% Мо при извлечении 26,5%.
Одновременно на центробежном концентраторе (ЦК) была проверена возможность выделения из кеков Нальчикского ГМЗ золотосодержащего продукта. Результаты опытов приведены в табл. 4.9.
Учитывая малый выход концентрата центробежного концентратора, можно пренебречь потерями с этим продуктом вольфрама и молибдена, а полученный золотосодержащий продукт рассматривать как золотосодержащий флюс. Проведенные опробования всего хвостохранилища подтвердили наличие золота во всем объеме хвостохранилища на указанном выше уровне [126-127].
В дальнейшем исследования по извлечению ценных компонентов из отвальных текущих и лежалых кеков Нальчинского ГМЗ проводились непосредственно на предприятии. На текущих хвостах была смонтирована установка, включающая насос и короткоконусный гидроциклон диаметром 250 мм с углом конусности 90. Полученные при этом пески содержали 3-3,5% W03, извлечение в песковую фракцию составило 70%, что соответствовало лабораторным исследованиям. Из кеков гидроциклона по предложенному режиму был выделен Мо продукт, содержащий 34%) Мо при извлечении 55%. Был проверен вариант флотации молибдена из слива короткоконусного гидроциклона путем перевода молибденита в камерный продукт перманганатом калия или фенолформальдегидной смолой. После сгущения камерных продуктов из них был получен молибденовый продукт, содержащий 30%) молибдена. Суммарные показатели, полученные при этих испытаниях приведены в табл. 4.10. 1. Установлено, что в отвальных кеках автоклавного содового выщелачивания вольфрамо-молибденового продукта шеелит частично ИЛИ полностью закрыт пленкой кальцита, что делает невозможным флотационное разделение измененного шеелита и искусственного кальцита. 2. Экспериментально показано, что в условиях автоклавного содовой технологии жирнокислотный собиратель типа олеиновый кислоты не претерпевает изменений, сохраняя свою структуру и соответственно флотационные свойства. 3. На базе выполненных научных исследований разработана схема переработки отвальных кеков Нальчикского ГМЗ, включающая гравитационное выделение измененного шеелита (вольфрамита) в короткоконусных гидроциклонах с последующей гравитационной доводкой продукта (или подачей песков гидроциклона на вторую стадию выщелачивания), флотационное извлечение молибденита из песков и сливов короткоконусных гидроциклонов. Впервые показана возможность выделения из отвальных кеков Нальчикского ГМЗ золотосодержащего продукта.
