Обогащение руд и россыпей редких и благородных металлов - Полькин С.И.
Скачать (прямая ссылка):
Таблица 12.1. Технико-экономические показатели работы основных тан-талониобиевых обогатительных фабрик Канады
>, і — . 55
Фабрика, фирма Производительность фабрики, тыс. т/сут о. D ° S . ы О.-О az О (D U сс Содержание в концентр ате Nb2O5, % IU (U ПО а « со -О SZ Производство к< центрата, тыс- т/год Производительность труда, тыс T B ГОД Hi работающего Крупность измельчения клас са — 0,074 мм,
Ниобек, „Сент Гонор" 1,95 0,68 62 68 2,265 12,2 65
Ска, „Снет Лоуренс 2,5 0,44 51 69,2 3,3 13,2 30
Колумбия метал з
корпорейшн" (Квебек)
Обжиг карбонатитовых руд в сочетании с флотацией и гравитацией. Разработаны схемы обогащения для очень тонковкрапленных карбонатитовых пирохлоровых руд с применением в начале процесса обжига в сочетании с обычными обогатительными процессами (рис. 12.14). Обогащению подвергались две пробы бедной руды с содержанием около 0,09 % Nb2O5 в виде пирохлора. Состав кальцитовой пробы I (%): кальцит (частично доломит) 68; серпентин 14,4; магнетит 2,4; апатит 0,7.
Состав кальцит-доломитовой пробы II (%): кальцит и доломит 94,3; апатит 3,4; магнетит 0,5. Размер зерен пирохлора изменяется от 0,5 до 0,003 мм. Содержание ниобия в пирохло-ре, который освобождается при измельчении до 0,5—0,03 мм и может быть извлечен обычными методами обогащения, составляет 40,7%- Основная масса пирохлора находится в виде зерен размером от 0,01 до 0,003 мм, рассеянных в кальците, доломите, серпентине, апатите и магнетите. Гравитационные методы обогащения обеих проб не дали положительных результатов.
300
Рида
\ .
Обжиг при950-1000 Z --
Гашение в воде и грохочение
J-v? мм
Классификация в гидроциклоне
J СлйЛ , » 1-
(гашеная известь) _ |
Грохочение 1+#5мм J- 0,5м м
Измельчение Классификация в гидроциклоне ¦ )
СливЛ
Классификация 1
Концентрация на столе *—3--*
чтрат Промпродукт Хвосты
t
Магнитная сепарация
Концентрат Магнитная
немагнитной фракции фракция
Конценг/
_Фло грация_
Концентрат Промпродукт, , А^Т.ь'а Шламы
{апатитовый (апатитовый концентрат) концентрат)
Кислотная обработка
\-*
Пирохлоровый Раствор
концентрат
Рис. 12.14. Технологическая схема обогащения карбонатитовых руд с применением обжига
В разработанных схемах обогащения предусматривается обжиг исходной руды крупностью —150 мм с последующим гашением ее в воде и отмывкой в гидроциклоне образовавшихся тонкодисперсных шламов (слив I) гидроксида кальция (гашеная известь), представляющих собой тонкую взвесь частиц крупностью —0,01 мм. В слив гидроциклона сразу удаляется до 80—90 % карбонатов. Получаемая гашеная известь является быстрогасящейся и высокоэкзотермической магнезиальной известью I и II сортов. Обжиг производят обычно в электро- или подовых печах, работающих на жидком топливе при температуре 950—1050 °С, продолжительность обжига 4—6 ч. Обожженная руда гасится в воде при Т:Ж=1 :4 при перемешивании мешалкой в течение 20—30 мин и подвергается грохочению на грохоте с отверстиями 2 мм. Класс —2 мм направляется в гидроциклоны. Пески первого гидроциклона до-измельчают до 0,2—0,5 мм и подвергают классификации в гидроциклоне с получением окончательных песков обжига и слива II.
301
Как видно из табл. 12.2, обжиг руды с последующим гашением в воде и отмывкой известковых шламов является эффективной операцией первичного обогащения и позволяет получить песковые продукты с содержанием 0,74% Nb2O5 при выходе 11,5% и извлечении 88,5% Nb2O5 от исходной руды и сливы I и II с содержанием соответственно 0,01 и 0,17 % Nb2O5, куда переходят мельчайшие зерна крупностью от 0,01 до 0,003 мм.
Таблица 12.2. Результаты обжига карбонат и товой руды, %
Продукт Выход Содержание Nb2O5 Извлечение Nb2O5 I Продукт і Еыход Содержание Nb2O5 Извлечение Nb5O2
Пески обжига 11,5 0,74 88,5 Унос с газами 37,6 _ _
Слив II 3,7 0,17 6,6 Исходная руда ICO 0,096 100
Слив I 47,2 0,01 4,9
Состав песков обжига (%): апатит 50,1, доломит и кальций 31,7, колло-фан 9,6, магнетит 7,3, гидроксиды железа 0,6 и пятиоксид фосфора 16.
Пески подвергали концентрации на столах и магнитной сепарации, после чего немагнитную фракцию направляли на флотацию (см. рис. 12.14). Перед флотацией производили кислотную обработку материала с последующей отмывкой шламов (остаток гашеной извести) до устойчивого значения pH 7—8. Флотация осуществлялась олеатом натрия с добавкой соды, жидкого стекла и сернокислого аммония для подавления пирохлора.
Расход реагентов (кг/т): серная кислота 1, сода 0,3, сернокислый аммоний 0,02, жидкое стекло 0,02, олеат натрия 0,03. В результате получен черновой концентрат (камерный продукт флотации) с содержанием 5,19 % Nb2O5 при извлечении от исходной руды 50,7 %.
Попутно получают апатитовый концентрат (пенный продукт флотации) с содержанием 33—35 % Рг05 при выходе его 1,55 % и извлечении от исходной руды 30,9 %.
Черновые пирохлоровые концентраты обрабатывали в соляной и азотной кислотах при концентрации от 1:1 до 1 :5. Расход кислоты составил на 1 т руды 13 кг. Растворения пирохлора в кислотах не наблюдалось. В случае присутствия в концентратах после их обработки кислотой магнетита и ожелезненных минералов проводили магнитную сепарацию. Получен кондиционный пирохлоровый концентрат с содержанием 53,5 % Nb2O5 при извлечении 50 % (табл. 12.3).
