Схемы обогащения шеелитовых руд

Схемы обогащения шеелитовых руд определяются в основном структурными особенностями и минералогическим составом пустой породы. В этом отношении различают два типа шеелитовых руд.

К первому типу обычно относят руды из жильных месторождений, характеризующиеся наличием сравнительно крупнозернистого шеелита в кварцевой пустой породе, содержащие небольшое количество сульфидов, карбонатов и серицита. Ко второму типу относятся руды контактово-метаморфического происхождения, а также из месторождений замещения, которые обычно содержат шеелит в тонкорассеянном виде в пустой породе, состоящей в основном из карбонатов, кварца, актинолита, диопсида, граната, биотита; в этих рудах содержатся также тон-ковкрапленные сульфиды.

Из руд жильных месторождений получение кондиционного шеелитового концентрата осуществляется сравнительно легко с помощью гравитационного обогащения, так как практически достаточно полное раскрытие минералов достигается при сравнительно крупном измельчении. Для таких руд флотация может быть применена для доизвлечения ошламоваиного шеелита, не извлекаемого гравитационными процессами. С помощью одной флотации можно получить богатый концентрат из руд, в которых содержится небольшие количества карбонатов и других легкофлотируемых минералов. Флотация весьма эффективна для извлечения шеелита из кварцевых руд, однако при обогащении руд, содержащих значительное количество таких минералов, как кальцит и апатит, получаются бедные концентраты, требующие дополнительной обработки. Основные силикаты, как, например, актинолит, диопсид, гранат и биотит, а также железные окислы и сульфиды могут быть выделены из концентратов сравнительно легко.

Обогащение руд второго типа представляет большие трудности вследствие более тонкого размера зерен шеелита, а также более сложного минералогического состава. В этих рудах, как правило, присутствуют другие минералы, флотирующиеся с мыльным собирателем, и поэтому только флотацией невозможно получить кондиционные концентраты. В то же время тонкие размеры частиц шеелита исключают возможность применения и гравитационных методов. Сочетание флотации с химической обработкой получающихся бедных концентратов является эффективным методом переработки руд этого типа.

Несмотря на простоту флотационной схемы для обогащения этих сложных руд, включение гравитации позволяет извлечь максимальное количество шеелита в виде кондиционного концентрата, что всегда целесообразно. С этой целью можно применять два способа: гравитационное обогащение с последующей флотацией или гравитационную переработку бедного флотационногo концентрата. При работе по первой схеме необходимо иметь довольно сложную гравитационную установку, способную перерабатывать всю руду, поступающую на фабрику, а во втором случае гравитация применяется только для обработки флотационного концентрата и может осуществляться на сравнительно простой установке. Однако переработка флотационного концентрата па столах весьма малоэффективный процесс по сравнению с переработкой на столах исходной руды. Кроме того, разница в капитальных затратах может оказаться не такой большой, как это покажется на первый взгляд, так как применение гравитации перед флотацией снижает нагрузку на последнюю, что уменьшает необходимый фронт флотации, а также расход реагентов. В тех случаях, когда возможно применение той или другой схемы, выбор между ними необходимо сделать на основании технико-экономического расчета. Тем не менее следует отметить, что на зарубежных фабриках часто встречаются комбинированные схемы, включающие гравитацию и флотацию для обогащения шеелитовых руд, тогда как в бывш. СССР получили распространение флотационные схемы.

Схемы обогащения шеелитовых руд можно разделить на следующие виды:

1) гравитационные схемы, применяемые для обогащения простых крупновкрапленных руд и россыпей;

2) схемы с гравитационными процессами и последующим обжигом и магнитной сепарацией для выделения сульфидов и других примесей;

3) схемы с гравитационными методами обогащения и флотацией для удаления сульфидов и выделения шеелита;

4) флотационные схемы;

5) схемы обогащения комплексных шеелитовых руд.

По гравитационным схемам обогащают простые крупновкрапленных руды и россыпи. В такие схемы иногда включают ручную сортировку для выборки штуфных кусков.

Схема гравитационного обогащения с последующим обжигом и магнитной сепарацией весьма распространена при обработке шеелитовых руд, содержащих магнетит и пирит.

На рис. 48 представлена схема обогащения крупновкрапленной шеелитовой руды. Главным жильным минералом является кварц. Из рудных минералов присутствуют шеелит, пирит, магнетит и апатит и в незначительных количествах халькопирит, арсенопнрит и др. Для отборки штуфного концентрата применяется сортировка руды из материала крупностью +75 мм. Хвосты от сортировки вместе с классом -75 мм обогащают отсадкой и концентрацией на столах.

Грубые концентраты загрязнены магнетитом и пиритом. Для удаления магнетита концентраты с отсадочных машин и концентрационных столов обрабатываются магнитной сепарацией. Немагнитная фракция, содержащая шеелит и пирит, подвергается магнитному обжигу для перевода пирита в магнитный продукт. Извлечение трехокиси вольфрама в конечный концентрат достигает 80% и больше.

На рис. 49 дана схема обогащения мелковкрапленной шеелитовой руды из кварцевых жил. Главным жильным минералом является кварц, в значительно меньших количествах присутствуют кальцит и полевые шпаты. Рудные минералы представлены шеелитом, пиритом, халькопиритом, пирротином, молибденитом, галенитом, сфалеритом, магнетитом, ильменитом, лимонитом, апатитом, цирконом и др.

Руда, измельченная до крупности —3 мм, посредством гидравлической классификации делится на три класса: —3+0,2 мм, —0,2+0,15 мм и -0,15 мм. Первый класс обрабатывается отсадкой, второй и третий — концентрацией на столаx. В результате получаются грубые концентраты с содержанием 10—15% трехокиси вольфрама и отвальные хвосты. Конечные концентраты выпускаются с содержанием трехокиси вольфрама от 59 до 62% при извлечении 55—65%.

Основное извлечение приходится на класс —3+0,2 мм продукта первого спигота гидравлического классификатору выдающего до 60% всего материала, поступающего на работку. Извлечение из этого продукта составляет 83—93%. Извлечение вольфрама в концентрат из тонких классов на превышает 20—25%. Ocновные потерн падают на класс —0,074 мм, выход которого достигает 17—23%.

На фабрике Атолия Лоуд (Калифорния, США) обогащают руду, состоящую из крупнозернистого шеелита с некоторым количеством апатита, варита и магнетита в кварцевых жилах. Обогащение производится на отсадочных машинах и концентрационных столах после добавления до 3 мм.

Концентраты со столов подвергают магнитной сепарации для выделения магнетита, затем обжигают и снова направляют на магнитную сепарацию для выделения пирита. В концентрате содержится 66,6% WO3. Технологическая схема представлена на рис. 50.

По гравитационно-флотационным схемам обогащают скарновые шеелитовые руды.

Скарновые шеелитовые руды служат одним из главных источников получения вольфрамовых концентратов. Самыми крупными из вольфрамовых фабрик в мире являются фабрики, обрабатывающие руды шеелито-скарновой формации.

На рис. 51 показана гравитационно-флотационная схема обогащения шеелитовой руды, показатели обогащения приведены в табл. 63. Шеелит ассоциирован с породами, состоящими из крупнокристаллического гранита. В значительно меньших количествах присутствуют также кальцит, эпидот, циозит, кварц, диопсид и актинолит.

Рудные минералы представлены шеелитом, пиритом, молибденитом, магнетитом и другими минералами. Размер зерен шеелита колеблется от 0,05 до 6 мм. Большей частью шеелит встречается в виде включений в граните.

Чтобы не переизмельчать отдельные крупные зерна шеелита, схема в гравитационной своей части включает многократную отсадку для крупных классов. Извлечение шеелита начинается при крупности зерен — 6,4 мм. Конечное измельчение всей руды производится до — 0,2 мм. Извлечение шеелита из мелких классов производится концентрацией на столах. Флотации подвергаются только шламы.

Высокие технологические показатели получены благодаря сильно развитой начальной части схемы, обеспечивающей извлечение шеелита из крупных классов по мере постепенного раскрытия зерен в процессе стадиального дробления от —6,4 мм до —0,2 мм, что предупреждает его ошламование, с одной стороны, и флотацию шеелита из шламов — с другой.

Нa рис. 52 приведена схема обогащения мелковкрапленной шеелитовой руды скарнового типа, включающая гравитацию, флотацию и химические способы, для удаления вредных примесей из флотационных концентратов.

Руда представляет собой комплексную метаморфическую породу, состоящую из кварца, граната, эпидота, кальцита, актинолита. Рудные минералы представлены шеелитом, молибденитом, пирротином, пиритом, апатитом и др. Шеелит мелковкрапленный; полное раскрытие зерен происходит при измельчении до — 0,4 мм.

Извлечение шеелита в гравитационной части схемы производится на концентрационных столах. Флотации подвергаются тонкие классы крупностью — 0,1 мм, Удаление сульфидов из гравитационных концентратов осуществляется флотацией и магнитной сепарацией.

Удаление фосфора из флотационных шеелитовых концентратов производится выщелачиванием соляной кислотой. Конечные концентраты получаются высококачественными с содержанием трехокиси вольфрама до 70%.

На рис. 53 показана схема обогащения шеелитовой мелковкрапленной скарновой руды с большим содержанием сульфидов. Обогащение по этой схеме производится концентрацией на столах и флотацией, в результате чего получаются конечные гравитационные и флотацинные концентраты с содержанием 53—51% трехокиси вольфрама при общем извлечении 60%.

На рис. 51 изображена схема обогащения шеелитово-золотой руды, показатели обогащения приведены в табл. 64. Шеелит залегает в кварцево-анкеритовых и турмалино-кварцево-анкеритовых жилах. Главным жильным минералом является кварц. В рудных минералах присутствует шеелит, золото, пирит, халькопирит, апатит, арсенопирит, стибнит, висмутит, магнетит, минералы марганца и др.

Золото связано главный образом с пиритом. Содержание трехокиси вольфрама около 0,6%. Извлечение золота производится вместе с сульфидами. Извлечение шеелита производится из хвостов сульфатной флотации.

Руда измельчается до —0,6 мм, обесшламливается в затем поступает на флотацию сульфидов, где извлекается до 93% пирита и 83% золота. Хвосты сульфидной флотации классифицируются на гидравлическом классификаторе на шесть классов и затем обрабатываются на концентрационных столах, в результате чего получают грубые шеелитовые концентраты, промпродукты и хвосты.

Примером гравитационно-флотационной схемы может служить схема фабрики Невада-Массачузетс (США). Исходная руда содержит шеелит, пирит, молибденит, пирротин, актинолит, кальцит и гранат. Содержание в ней WО3 колеблется от 0,25 до 3%.

Технологическая схема, показанная на рис. 55, включает дробление до 10 мм, измельчение в шаровых мельницах в замкнутом цикле со спиральными классификаторами до —0,42 мм, обесшламливание по зерну 0,10 мм в чашевом классификаторе и разделение песков этого классификатора в гидравлическом восьмикамерном классификаторе. Сливы всех классификаторов поступают на флотацию. Продукты камерного классификатора обогащают на концентрационных столах с получением грубого концентрата, который направляют на флотацию для выделения сульфидов с применением ксантогената и крезола.

Пенный продукт сульфидной флотации подвергают классификации и повторному обогащению, так как он содержит топкий шеелит. Хвосты сульфидной флотации поступают на столы для выделения граната; для удаления остатков сульфидов хвосты высушивают, обжигают при температуре в 700° С и подают на магнитный сепаратор Диигса, с которого получается концентрат, содержащий свыше 75% WO3.

Промпродукты концентрационных столов доизмельчают в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с классификаторами. Слив этих классификаторов поступает в чашевый классификатор для обесшламливания.

В отделении флотации пульпу с частицами крупностью — 0,10 мм перемешивают с кальцинированной содой, крезолом, керосином и ксантогенатом и флотируют в шестикамерной флотационной машине Аджетер. Хвосты после сульфидной флотации снова перемешивают с жидким стеклом, экстрактом квебрахо, цианистым натрием и собирателем и флотируют в восьмикамерной флотационной машине Аджитер. Получение концентрат перечищают в четырехкамерной флотационной машине Денвера. Хвосты перечистки поступают на концентрационный стол Дейстер-Оверстром. Перечищенный флотационный концентрат сгущают и обрабатывают кислотой, а затем фильтруют и высушивают.

Значение pH при флотации поддерживается в пределах В качестве собирателя применяют смесь олеиновой кислоты и эластойля. Цианид используют для депрессии той части пирита, которая не была выделена при сульфидной флотации, а экстракт квебрахо служит для депрессии кальцита. Так как при перечистках важно поддерживать низкую плотность пульпы, то концентрат основной флотации разбавляют свежей водой.

Кислотное выщелачивание производится в чанах с ложным дном, выложенным из кремнистого кирпича. В пространство между ложным и настоящим дном подается воздух под давлением 0,2—0,3 кг/см2 для перемешивания пульпы. В пульпу подают техническую соляную кислоту, затем включают вакуум и материал фильтруется и промывается водой. Остаток извлекают из чана и высушивают.

На фабрике Невада Шеелойт (Невада, США) перерабатывают шеелитовую руду по комбинированной схеме, включающей обогащена на столах для извлечения крупнозернистого шеелита, флотацию сульфидов и тонковкрапленного шеелита.

Первичные вольфрамовые концентраты с флотационных машин перечищаются трижды. В конечном концентрате содержание достигает 50%, однако предпочитают получать продукт с содержанием 20—30%, так как при этом извлечение вольфрама выше. Перечищенный флотационный шеелитовый концентрат поступает на обезвоживающий конус, из которого его выпускают в конце каждой смены в сушилки, после чего концентрат упаковывают в мешки и отправляют потребителю.

Около 77% всего готового концентрата получают обогащением на столах, а 23% — флотацией. В концентратах со столов содержится примерно 70% WO3, а во флотационном концентрате — около 25% WO3.

Приведем еще схему фабрики Холленlжер Голдмайyз (США), показанную на рис. 56. В исходной руде, поступающей на фабрику, содержится 0,29% WO3. Руду измельчают в шаровой мельнице с низким уровнем разгрузки, а затем флотацией выделяют сульфиды и после этого обогащают на концентрационных столах. Хвосты со стволов cнова поступают на флотацию для извлечения тонкого шеелита. Перед сульфидной флотацией пульпу перемешивают в течение 1 ч с реагентами 301 (0,052 кг/т), 208 (0,017 кг/т), аэрофлотом 25 (0,25 кг/т) и сосновым маслом. Иногда добавляют также медный купорос. В сульфидном концентрате содержится 0,11% WO3.

В отделении шеелитовой флотации в первый контактный чан подают жидкое стекло, во второй реагент Орсо, а в первую камеру флотационной машины Фагергрена добавляют реагент эмульсол Х-1. Концентрат основной флотации, содержащий 2,6% WO3 и 0,85% S, перемешивают с экстрактом каштанового масла (содержащим 35% танина) и перечищают с добавкой эмульсола. Концентрат перечистки доводят на концентрационном столе Дейстера.

Аналогичная схема применяется на фабрике в Квебеке, где руду крупностью 3 мм измельчают в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с грохотом, имеющим сито с отверстиями размером 0,6 мм. Подрешетник продукт поступает во флотационную машину, где из него выделяют пирит. Хвосты сульфидной флотации обрабатывают на концентрационном столе, а слив конуса флотируют во флотационной машине Денвера, где выделяется шеелитовый концентрат.

Чисто флотационные схемы обогащения шеелитовых руд наиболее широко распространены в бывш. СССР.

По степени обогатнмости флотацией, которая определяется главным образом минералогическим составом пустой породи, шеелитовые руды можно разделить на следующие типы; 1) шеелито-кварцевые, 2) шеелито-кальцито-кварцевые, 3) шеелито-флюорито-кальцито-кварцевые.

Наиболее легко обогащаются флотацией руды первого типа, но промышленное значение их невелико ввиду небольшого распространения. Руды второго и третьего типов имеют наибольшее промышленное значение, но обогащаются они значительно труднее, так как содержат легкофлотирующиеся кальциевые минералы пустой породы.

При обогащении шеелитовых руд флотацией сначала флотируют сульфиды в содовой среде ксантогенатом или нейтральным маслом, если в руде имеется молибденит, и пенообразователем; после этого пульпу перемешивают с жидким стеклом и флотируют шеелит олеатом натрия, олеиновой кислотой или другими собирателями такого же типа. Грубый концентрат подвергают перечистке, затем сгущают для удаления избытка реагентов, пропаривают в растворе жидкого стекла по методу М.С. Петрова, разбавляют холодной водой и перечищают.

Для лучшей депрессии кальцита в основной флотации иногда добавляют закисное железо до подачи жидкого стекла или в смеси с ним. Для доведения концентрата до кондиций по фосфору обычно требуется провести выщелачивание его соляной кислотой. Одновременно выщелачивают и окисленные соединения двухвалентной меди.

Схемы обогащения комплексных шеелитовых руд весьма разнообразии.

Для обогащения шеелито-молибденовых руд в Советском Союзе пользуется распространением флотационная схема, включающая несколько химических доводочных операций. Такая схема приведена на рис. 57. Для получения шеелитового концентрата повышенного качества с минимальным содержанием силикатов в Механобре были разработана операция второй пропарки выщелоченного концентрата.

Шеелит извлекают из черновых концентратов разложением концентрата содой при большом давлении и высокой температуре с последующим осаждением из растворов трехокиси вольфрама хлористым кальцием.

При выщелачивании фосфора из шеелитового концентрата вместе с фосфором в раствор частично переходят молибден и вольфрам. Металлы и фосфор из раствора осаждают известью, осадок разлагают водой в автоклаве, после чего молибден и вольфрам вновь переходят в раствор. Осаждение молибдена из раствора в присутствии вольфрама можно осуществить в виде трисульфида, вольфрам затем выделяют в виде искусственного шеелита.

В тех случаях, когда часть молибдена в руде изоморфно связана с шеелитом или находится в виде повеллита, извлечение молибдена в молибденовый продукт получается низким. При флотации по схеме, приведенной на рис. 57, окисленный молибден практически весь остается в шеелитовом концентрате. Для повышения извлечения молибдена была предложена комбинированная схема, показанная па рис. 58.

Способ разделения коллективных шеелито-баритовых концентратов (сфлотированых олеиновой кислотой) в кислой среде с применением алкил сульфатов или алкил-сульфонатов, разработанный Л.И. Гроссманом и С.Д. Суховольской, может быть применен и для разделения коллективных концентратов, содержащих кроме вольфрамовых минералов молибденит, флюорит и апатит. При этом для флотации молибденита в кислой среде не требуется специального собирателя.

Вариант схемы коллективной флотации с последующим разделением концентратов для обработки шеелито-молибденитовых руд приведем на рис. 59. Преимущества этой схемы заключаются в следующем: около 90% металлов извлекается в виде высококачественных концентратов и только около 10% требует применения автоклавного процесса для перевода металла п высококачественные продукты. По этой схеме легко осуществить стадиальную флотацию, при которой в результате снижения переизмельчения полезных минералов увеличивается извлечение, что особо важно для руд с неравномерной вкрапленностью минералов. При одинаковой производительности эксплуатационные расходы и капитальные затраты сокращаются в цикле основной флотации.

Если нужно полностью перевести окисленный молибден в молибденовый продукт, можно применить два способа разложения богатого шеелитового концентрата: кислотный и автоклавно-содовый, разработанный И.И. Масленинким. Пo первому способу получаются трисульфид молибдена и техническая вольфрамовая кислота, а по второму— трисульфид молибдена и вольфрамат кальция.

Представляет также интерес схема, приведенная на рис. 60 (15). Коллективные продукты, получаемые по этой схеме, перерабатывают автоклавно-содовым способом для извлечения трехокиси вольфрама и шестивалентного молибдена. Автоклавный остаток с содержащимся в нем молибденитом пропаривают с жидким стеклом. Обработанный таким образом продукт фильтруют и направляют на флотацию молибденита. При этом получается высококачественный молибденитовый концентрат с высоким извлечением молибдена. Эта схема обладает темя же преимуществами, что и схема, приведенная на рис. 59, но кроме того схема всей фабрики упрощается и не требуется изготовления кислоустойчивой аппаратуры.

Типичная схема флотации шеелито-молибденнтовой руды приведена рис. 61. По этой схеме удается удалить кальцит и флюорит и получить кондиционные по трехокиси вольфрама концентраты. Ho апатит все же остается в таком количестве, что содержание фосфора в концентрате выше кондиций. Избыток фосфора удаляют растворением апатита в слабой соляной кислоте. Расход кислоты зависит от содержания карбоната кальция в концентрате и составляет 0,5—5 т кислоты из 1 г WO3.

При выщелачивании кислотой часть шеелита, а также повеллит растворяют и затем высаживают из раствора в виде CaWO3 + CaMoO4, содержащих и другие примеси. Полученный осадок затем перерабатывают по методу И.Н. Масленинкого.

В результате обогащения руды по такой схеме получаются шеелитовый концентрат с содержанием трехокиси вольфрама 64—66% при извлечении 83% и молибденовый с содержанием молибдена 47% при извлечении 63—81%.

На рис. 62 представлена в принципиальном виде схема обогащения комплексной скарновой шеелитово-медно-молибденовой руды. Рудные минералы представлены шеелитом, молибденитом, халькопиритом и серебросодержащим халькоцитом, молибдитом, повеллитом, апатитом, флюоритом, различными окисленными минералами меди с небольшим количеством золота. Руда обогащается флотацией с применением автоклавного процесса для переработки флотационных шеелитовых концентратов.

Первыми извлекаются молибден и сульфиды. В цикле очистной молибденовой флотации происходит разделение концентрата основной флотации на молибденитовый концентрат и медный, содержащий серебро и золото.

Шеелит извлекается из хвостов основной молибденовой флотации. Шеелитовый концентрат получается низкосортным с содержанием трехокиси вольфрама не более 5%. После переработки концентрата в автоклавах получается конечный продукт с содержанием 60% трехокиси вольфрама.

Схема является одной из самых эффективных для обработки комплексных тонковкрапленных шеелитовых руд.

Извлечение трехоскиси вольфрама в конечные концентраты по такой схеме может быть получено до 85—90%, что является малодостижимым при обработке таких руд другими способами, применяемыми в настоящее время на действующих обогатительных фабриках.