Схемы обогащения руд редкоземельных металлов и тория

10.07.2020

Схема фабрики Стинкемпс-Краал. Монацитовое месторождение Стинкемис-Краал находится в Неймакуленде (Южно-Африканская Республика). Рудник и фабрика расположат в 80 км севера-восточнее Ван-Ринсдропа.

Район месторождения характеризуется тяжелыми условиями: oн расположен более чем в 100 км от железной дороги, в пустынной области. безродной и малонаселенной. Температура летом и зимой резко меняется. Воду для обогатительной фабрики подводят за 103 км.

Месторождение имеет примерно 300 м в длину; мощность его изменяется от десятых долей метра на восточном фланге до максимальной 4 м в середине и постепенно уменьшается в направлении к западному флангу. Шахта, пройденная па 91,5 м, и алмазное бурение на большую глубину показали, что рудное тело выклинивается и расширяется, как и на поверхности. Рудное тело возвышается над поверхностными коренными породами, так как меньше поддается выветриванию, чем окружающие смятые и нарушенные граниты.

Трудности при обогащении руд этого месторождения вызываются наличием некоторых неблагоприятных явлений, связанных с процессом метаморфизма. Полевой шпат замещается серицитом, биотит-хлоритом, а минералы железа — лимонитом. Измененные боковые породы представлены бесструктурными агрегатами кварца и глинистыми продуктами. окрашенными в различные цвета вторичными медными или железными минералами, или же теми и другими вместе.

Руда состоит из монацита, апатита, циркона, магнетита, пирита, халькопирита и галенита. Вторичными минералами являются гематит, лимонит, малахит и лейкоксен.

Апатит ассоциирован с монацитом, количественное отношение апатита и монацита непостоянно; образцы, взятые из разных частей рудного тела, показали, что оба фосфата составляют в сумме около 80% рудной массы с тенденцией к увеличению доли апатита с глубиной.

Циркон является акцессорным минералом и находится в виде изолированных зерен между зернами монацита и апатита. Встречаются также борнит, ковелин и халькозин. Близко к поверхности залегают обычно вторичные медные минералы — азурит, малахит и хризоколла. Фосфаты с различной степени замещены окислами и сульфидами, о результате чего зерна апатита и монацита покрыты пленкой окислов и сульфидов.

Кварц встречается в жилах и жилоподобных телах, замещая рудное тело и вмещающую боковую породу. Фосфаты в прожилках имеют округлую форму и находятся также в виде включений в кварце. Сидерит содержится в виде тонких жилок в рудном теле и вмещающей породе.

Было установлено, что даже при осторожном дроблении и измельчении в лабораторных условиях получается значительное количество шламов.

Обогащение на концентрационных столах и отсадочных машинах позволило получить богатый продукт, но при этом имели место значительные потери со шламами. Электростатическое и магнитное обогащение оказалось непригодным. Флотация же дала хорошие результаты: была достигнута высокая степень извлечения, превышающая 91%, в концентрат с содержанием более 50% суммы окислов,

В большинстве предварительных опытов медные минералы флотировали в первую очередь. В исходных образцах, взятых из верхней части окисленной зоны, в основном преобладали вторичные медные минералы, представленные малахитом. Хорошие результаты флотации мела были получены при предварительной обработке содой и флотацией с реагентами цианамид 334 и 824, сернистым натрием, нефтью и содовым маслом. Затем после добавки олеиновой кислоты в количестве до 1 кг/т флотировали монацит.

Стадийная обработка с добавками небольших количеств (0,2 кг/т) кислоты была менее успешна, чем с прибавлением основного количества жирных кислот в начале флотации.

В качестве депрессора шламов был испытан силикат натрия, но оказалось, что при этом депрсссировался и монацит.

Попытка заменить олеиновую кислоту смесью, составленной из равных количеств реагента цинамид 708 и нефти, оказалась неудачной. Флотация в кислой среде дала плохие результаты. С целью улучшения селективности при флотации монацита было исследовано действие фтористого натрия и кремнефтористокислого натрия; результаты оказались отрицательными. Коллективная флотация медных минералов и монацита с использованием соды и олеиновой кислоты дала хорошее извлечение относительно небогатый монацитовый концентрат.

Условия заключительных опытов приведены в табл. 209, а результаты— в табл. 210.

Дальнейшие исследования были направлены на подбор жирном кислоты, более пригодной для флотации монацита, чем олеиновая, а также на поиски способов депрессии шламов. Несмотря на то, что было исследовано большое число жирных кислот и их смесей, лучшего или более экономичного собирателя для монацита, чем олеиновая кислота, найдено не было. В ходе исследования были установлены следующие важные положения:

1) медные минералы быстро флотируются в щелочной среде с использованием соды, сернистого натрия, изопропилового ксантогената и соснового масла;

2) олеиновая кислота с нефтью или без нее эффективно флотирует монацит;

3) силикат натрия эффективно депрессирует шламы, хотя в некоторых случаях oн депрессировал и монацит; силикат натрия из определенных партий оказался совершенно непригодным вследствие его депрессирующего действия на монацит. Много времени было затрачено из исследование силиката натрия из различных источников, чтобы точнее определить причины различия в его действии, но все они оказались безуспешными.

Апатит флотируется вместе с монацитом, и эффективный метод предотвращения их совместной флотации не был найден.

Было также исследовано предварительное обогащение в тяжелых суспензиях.

Большая часть запасов руды содержится в маломощных участках рудного тела. При разработке этих участков происходит значительное разубоживание руды пустой породой, которую трудно удалить ручной сортировкой. Качество руды, выдаваемой рудником, вследствие перемешивания ее с пустой породой слишком низкое для получения кондиционного концентрата.

Была исследована возможность предварительного обогащения в тяжелых суспензиях. Проба смешанной руды была испытана в 503-мм конусе с суспензией из тонкоизмельченного ферросилиция.

При разделении в суспензии с плотностью 2,8 извлечение суммы окислов редкоземельных элементов и тория в тяжелую фракцию и мелочь крупностью — 6,36 мм составило 99,6%. В исходной руде содержалось 24,5% окислов, тогда как тяжелая фракция содержала 30,6% суммы окислов, причем выход ее составлял 79,6% от исходного материала. В легкой фракции содержалось только 0,4% суммы окислов.

В результате проведенных исследований было предусмотрено строительство установки для обогащения в тяжелых суспензиях руды перед флотацией.

Условия флотации контролировались путем быстрого испытания образцов на радиоактивность. Было найдено, что отношение ThO2 к окислам редкоземельных металлов составляет 1:8,33; следовательно, по количеству ThO2, установленному радиометрическим методам, путем пересчета легко определить содержание суммы окислов о пробах.

В настоящее время фабрика работает по схеме, показанной на рис. 228. Руду из шахтного бункера сортируют на конвейерной ленте для удаления пустой породы. Затем она поступает на колосниковый грохот со щелями 63,5 мм. Верхний продукт грохота направляется в щековую дробилку 457х610 мм; дробленый материал вместе с нижним продуктом колосникового грохота поступает па вибрационный грохот 014х1219 мм с отверстиями в 12,1 мм. Верхний продукт направляется в дробилку Саймонса, а дробленая руда вместе с нижним продуктом вибрационного грохота поступает в 100-тонный промежуточный бункер.

Вибрационный питатель подает дробленую руду в шаровую мельницу 1081х2438 мм, которая работает в замкнутом цикле со спиральным классификатором с диаметром спирали 914 мм. Слив классификатора, содержащий 50—55% —0,074 мм и 45% твердого, поступает в цикл медной флотации.

Перед медной флотацией пульпа подвергается непродолжительному -перемешиванию со смесью соснового масла и гидросульфида натрия и изопропилового ксантогената в контактном чане 1219х1219 мм. Обработанная пульпа при рН = 7,9-8,1 подается на флотационные машины Фагергрена 1118 мм, Черновой концентрат, полученный в первых двух камерах, перечищается в двух камерах Фагергрена 711 мм. Бедный концентрат из последних двух камер машины 1118 мм и хвосты перечистной флотации перекачивают в гидроциклоп. Пески из гидроциклона направляют в шаровую мельницу, в слив подается в начало медного цикла в контактный чан 1219х1219 мм.

Перечищенный медный концентрат перекачивают в сгуститель диаметром 4,88 м, а сгущенный продукт подается на площадку для сушки.
Схемы обогащения руд редкоземельных металлов и тория

Хвосты медной флотации обрабатывают реагентами о двух последовательно установленных контактных чанах. В первый чан 2133х2438 мм добавляют силикат натрия и соду. Олеиновую кислоту добавляют во второй чан 1219х1219 мм. Обработанная при рН = 8,4 пульпа поступает в машину из шести камер Фагергрена 1118 мм, причем в третью и пятую камеры добавляют небольшое количество олеиновой кислоты. Черновой концентрат, полученный в первых четырех камерах, поступает на перечистку в машину из четырех камер Фагергрена 914 мм. Бедный концентрат из последних двух камер машины 1118 мм и хвосты перечистной флотации направляют в контактный чан 2438х2438 мм. Дальнейшее добавление силиката натрия производится в перечистных камерах. Концентрат из перечистных камер после добавки силиката натрия перечищается в четырех машинах Фагергрена 914 мм.

Перечищенный концентрат перекачивают в сгуститель диаметром 12,2 м, куда добавляют небольшое количество серной кислоты, чтобы понизить pH пульпы с 6.5 до 6,0.

Сгущенный концентрат фильтруют на барабанном вакуум-фильтре 3048х1829 мм и сушат в печи с механическим перемешиванием, работающей на жидком топливе. После сушки концентрат упаковывают, опробуют и взвешивают.

Результаты медной флотации и извлечения монацита представлены в табл. 211 и 212. Расход реагентов следующий, г/т:

Типичный анализ отгружаемого монаацитового концентрата приводится ниже, %:

Высокое содержание окиси кальция в концентрате относится почти полностью за счет присутствия апатита, который флотирует вместе с монацитом.

Состав руды и чистого минерала приведен в табл. 213.

Среднее содержание окислов редкоземельных металлов в концентрате было примерно следующим, %:

Фабрика Лоумен перерабатывает пески эвксенито-монацитовых россыпей района Бэр-Валли (США).

Месторождение находится в 110 км от Бойси. Помимо эвксенита и монацита из рудных минералов в песках содержатся колумбит, ильменит и циркон. Кроме того в черных песках содержатся фергусонит, браннерит, ксенотим, магнетит, гранат и ильменорутил. Содержание черных песков в месторождении изменяется в пределах от 12 до 80 кг/м3 и в среднем составляет 30 кг/м3; содержание эвксенита колеблется в пределах 0,185—0,0 кг/м3.

Среднее содержание тяжелых минералов в песках месторождения Бэр-Валли характеризуется данными табл. 214.

Эксплуатация месторождения началась в 1035 г. Месторождение залегает на небольшой глубине и покрыто сверху тонким слоем наносов с небогатой растительностью. Вскрыша производится бульдозерами. Разработка ведется двумя драгами на 120 и 140 л общей производительностью 6000 м3 песков в сутки. Драги работают круглосуточно по семь дней в неделю в течение девяти месяцев.

Пески промывают в бутаре с отверстиями 9,4 мм. Надрешетный продукт отгружают в отпал, а подрешетный — поступает на обогащение в отсадочные машины.

Для осаждения частиц, взмученных со дна водоема в местах, где производится драгирование, вода, содержащая 5,5% твердого, перекачивается в отстойники, куда подают серную кислоту и сепаран 2610, способствующие быстрому осветлению воды. Чистая вода направляется обратно, а пески отстойника — в иловый бассейн.

Черновой концентрат с перечнетных отсадочных машин, содержащий эвксенит, монацит, колумбит и другие минералы, собирают н периодически перекачивают через резиновый шланг на берег, в бункер, откуда его отгружают для доводки на обогатительную фабрику в Лоумене, расположенную в 35 км от места разработок.

На этой фабрике первой стадией технологического процесса является магнитная сепарация для очистки материала от магнетита и ильменита. Эвксенитовым н монацитовый концентраты выделяются на электростатических сепараторах, после чего их перечищают на гидравлических л пневматических концентрационных столах.

Схема процесса приведена на рис. 229 и 230.


Поступающие на фабрику пески попадают на грохот, работающий в замкнутом цикле со стержневой мельницей 600х1200 мм. Подрешетный продукт поступает в классификатор Дорра. В слив уходит кварц крупностью —0,2 мм, направляемый в отвал.

Пески классификатора, содержащие 75% твердого, поступают в окатку на аппараты Вэмко. При перемешивании в этих аппаратах пески очищаются и улучшаются поверхностные свойства минеральных частиц, что имеет существенное значение для последующей сепарации. Пульпа с промытыми песками подается в магнитный сепаратор Стирнс типа Крокет, на котором выделяются 99% магнетита и небольшая часть ильменита. Магнетит складируют, а немагнитная фракция поступает во второй реечный классификатор. Дорра. Слив классификатора направляют в отвал, а пески влажностью 12—15% загружаются элеватором в два бункера.

После отстаивания в течение 8 ч влажность песков снижается до 8%. После этого пески подвергают сушке, которая производится в барабанной сушилке диаметром 4,9 м и длиной 14,6 м, отапливаемой соляровым маслом. Это позволяет избежать отложения сажи на поверхности частиц, что имеет значение при электростатической сепарации. Высушенные пески поступают на конвейер и затем элеватором поднимаются в бункер. Из бункера они подаются на магнитный барабанный сепаратор Стирис МДР, где выделяется магнитный промпродукт. Затем материал распределяется на два сдвоенных индукционных роликовых магнитных сепаратора Стирнс КТ-50, состоящих из восьми горизонтальных роликов, расположенных в два вертикальных ряда, по четыре ролика в каждом. На роликовых сепараторах выделяют ильменит и гранат. Сепарация ильменита из радиоактивных песков может быть более эффективно проведена на сильномагнитных сепараторах с поперечной лентой, но вследствие их малой производительности потребовалось бы 50—60 аппаратов для переработки всего количества песков. Ленточные сепараторы используют для доводки песков в последующих стадиях процесса.

На двух первичных роликах получается три продукта: колумбит-эвксенитовый концентрат, промпродукт и монацитовый продукт. Первичный колумбит-эвксенитовый концентрат поступает на четвертый ролик для окончательной очистки, а монацитовый продукт — на третий. Промпродукт с каждого ролика возвращают в начало соответствующей операции.

Колумбит-эвксенитовый продукт с электростатического сепаратора разделяют на электровибрационном грохоте на две фракции: +0,8 и —0,8 мм, которые раздельно обрабатывают на двух двухполюсных ленточных магнитных сепараторах Стирнс для удаления ильменита и граната. Необходимость узкой классификации вызывается тем, что магнитная проницаемость оставшегося ильменита и граната близка к проницаемости колумбита и эвксенита. Классифицированное питание обеспечивает получение более чистых концентратов. Кроме того, последующая доводка продуктов на концентрационных столах на классифицированном питании проводится значительно эффективнее.

С первого ролика получают ильмеинтовую фракцию с высоким содержанием железа (магнетит-ильменитовые сростки). Колумбит-эвксенитовый концентрат поступает в бункера. На столах выделяют концентрат, промпродукт и отвальные хвосты. Концентраты пневматического и гидравлического концентрационных столов объединяют к направляют для окончательной доводки на четырехполосный ленточный магнитный сепаратор Cтириc (табл. 215).

На фабрику в сутки поступает 150—200 т песков. В качестве конечных продуктов она выдает эвксенитовый и монацитовый концентраты. При работе на полную запроектированную мощность производство авксенитового концентрата должно составить 450 т в год. Выход монацитового концентрата исчисляется в 225—250 т в год. В виде побочных продуктов могут быть извлечены также колумбит, циркон, ильменит, ильменорутил, фергусонит, браннерит, ксенотим, магнетит, гранат и другие минералы. На фабрике занято 50 рабочих.

Среднее содержание в концентрате окислов ниобия и тантала равно 32%, окиси урана — 10%, окиси тория —2%, окиси титана — 21%, окислов иттрия и редких земель — 15—17%.

Фабрика Mаунтин-Пасс перерабатывает руды богатейшего по содержанию редкоземельных элементов бастиезитового месторождения Маунтин-Пасс в штате Калифорния (США). Содержание суммы окислов редкоземельных элементов в руде составляет 5—15%. Месторождение было открыто в 1950 г, а эксплуатация его началась в 1951 г.

Обогатительная фабрика расположена в непосредственной близости от месторождения. Еe производительность в 1955 г. составляла 160 т/сутки руды. Производительность рудника по существующим запасам руды может быть доведена до 500—1000 т руды в сутки.

Месторождение приурочено к рудной зоне метаморфических и изверженных пород докембрийского периода. Зона минерализации имеет ширину 2,4 км и простирается на 8 км. В этой зоне обнаружено рудное тело жильного типа, имеющее среднюю длину 600 м при мощности 60 м. Разработка месторождения ведется открытым способом.

Полезным минералом в руде является бастиезит. Основные редкоземельные металлы в руде месторождения Мауитин-Пасс — церий, лантан, неодим и празеодим, количество которых составляет 90% от общего количества содержащихся в руде редкоземельных металлов. Кроме того, в руде содержится больше 15 других редкоземельных металлов.

Основными минералами пустой породы являются различные карбонаты; кроме того, содержится много барита и некоторое количество кварца.

Руда обогащается по комбинированной схеме, включающей флотацию, выщелачивание и обжиг (рис. 231).

Руда, поступающая с рудника в рудничных вагонетках, разгружается в бункер, откуда она подается в дробильное отделение. Дробление производится до 19 мм в две стадии в щековой и конусной дробилках, Дробленая руда загружается в бункер, затем питателем направляется в стержневую мельницу 1350х2100 мм. В мельницу добавляют кальцинированную соду в количестве от 900 до 2700 г/т руды для получения значения pH пульпы, равного 9,5, Стержневая мельница видает продукт крупностью —1,05 мм, который перекачивают в реечный классификатор, работающий в замкнутом цикле с шаровой мельницей 1200х1500 мм. Слив реечного классификатора содержит 52% твердого и имеет крупность 96% —0,15 мм. Измельченная руда подвергается обработке в трех установленных последовательно контактных чанах, в которых она нагревается и перемешивается с реагентами. В первом чане пульпа нагревается до 60°C, во втором и третьем — температура соответственно поднимается до 82 и 93°С. Нагрев производится паром, подаваемым под давлением 8,75 кг/см2. В третьем чане пульпа перемешивается в течение 5 мин.

Вместе с пульпой в третий чаи добавляют следующие реагенты: Эмерсол 300 (частично окисленная олеиновая кислота), Орзан А (лигносульфонат аммония) и жидкое стекло. Реагент Орзан А служит депрессором кальцита н других карбонатов пустой породы.

После обработки реагентами пульпу разбавляют водой; при этом температура пульпы снижается до 51°С, и ее направляют в цикл основной флотации. Хвосты основной флотации направляют в отвал, а концентрат — на пятикратную перечистку, которая проводится по флотационных машинах тина Денвер. Хвосты каждой перечистки возвращают в предыдущую. Концентрат пятой перечистки, содержащий 63% суммы окислов редкоземельных металлов, перекачивают па кислотное выщелачивание.

Флотационный концентрат выщелачивается 10%-ным раствором соляной кислоты для удаления растворимых карбонатов пустой породы. После выщелачивания содержание в концентрате суммы окислов редкоземельных металлов повышается до 72. Выщелоченный концентрат сгущают, фильтруют, сушат и обжигают для удаления двуокиси углерода, содержащейся в бастиезите. В результате обжига получают концентрат, содержащий 90% суммы окислов редкоземельных металлов.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна