Комбинированные технологии переработки бедных, забалансовых руд и горных отвалов Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© Л.А. Саматова, Е.Д. Шепета, 2013

УДК 622.7Б/.77

Л.А. Саматова, Е.Д. Шепета

КОМБИНИРОВАННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ БЕДНЫХ, ЗАБАЛАНСОВЫХ ВОЛЬФРАМОВЫХ РУД И ОТВАЛОВ

Минерально-сырьевую базу по вольфраму в регионе в основном составляют скарновые шеелит-сульфидные месторождения Приморья. В условиях снижения качества сырья показаны перспективы ее расширения за счет вовлечения в переработку бедных, забалансовых руд и отвалов, с применением комбинированных технологий, включающих предварительную концентрацию в руде рентгенорадиометрической сепарацией, гравитационное обогащение мелких классов сортировки и флотационный передел обогащенных фракций.

Ключевые слова: вольфрам, бедные руды, отвалы, комбинированные технологии, рентгенорадиометрическая сепарация, гравитационное обогащение, флотация.

В мировой и отечественной практике в настоящее время прослеживается прогрессирующая тенденция ухудшения качества минерального сырья, вовлекаемого в освоение, в том числе вольфрамового. Расширение сырьевой базы по вольфраму происходит по направлению поисков и отработки месторождений, объемных по запасам, но с низким содержанием триоксида вольфрама.

В Приморском крае в перспективе планируется вовлечение в переработку руд месторождения Скрытого, по ресурсам триоксида вольфрама сопоставимого с крупными скарновыми месторождениями шеелитовых руд, но с весьма низким содержанием ШО3, в связи с чем ставится вопрос о переводе их в разряд забалансовых руд [1, 2].

Вследствие истощения запасов богатых руд на эксплуатируемых месторождениях Восток-2 и Лермонтовское в переработку вовлекаются все более бедные, технологически сложные руды текущей добычи и руды промышленных отвалов, сформированных за счет вскрышных пород и некондиционных руд прежних лет отработки. По оценке специалистов Приморского ГОКа, запасы руды отвалов составляют около 8 млн т.

Среднее содержание ШО3 в бедных рудах этих месторождений колеблется в интервале 0,1—0,5 %. По минеральному составу можно выделить четыре типа бедных руд: шеелит-скарновый, шеелит-роговиковый, шеелит-кварц-амфиболовый и шеелит-карбонатный. Шеелит-карбонатный и шеелит-скар-новый типы характеризуется повышенным содержанием кальцита (25—10 %). В целом бедные руды имеют близкие минеральный состав и структурно-текстурные особенности, для них характерна неравномерная и незначительная вкрапленность сульфидов (содержание Б 0,5—2,5 %), размерность зерен шеелита 0,03—0,15 мм [3].

Вовлечение в переработку руды отвалов является одним из реальных путей решения актуальной проблемы расширения сырьевой базы предприятий, однако это требует постановки исследований по совершенствованию существующих технологий переработки сырья и принципиально новых подходов к их обогащению. Как показали ориентировочные опыты, при обогащении руды отвалов по стандартной схеме ПОФ технологические показатели неудовлетворительны: шеелитовый концентрат получен с содержанием ШО3 — 47 %, при извлечении 45,6 %, что обуславливает необходимость разработки новых, научно обоснованных технологий, включающих комбинацию различных методов обогащения.

Относительно бедной руды текущей добычи, в руде карьерных отвалов (№ 5, 5а) предприятия значительно меньше доля руды со слабым оруденением за счет роста доли разубожи-вающих пород, руда в незначительной степени затронута процессом окисления. Анализ распределения горной массы отвала по типам руд показал, что в шеелит-кварцевый и шеелит-сульфидный типы (по выходу — 10,9 %) распределяется 79,1% металла.

По данным минералогического анализа, на шеелит приходится 0,2—0,3 %, апатит — 0,5 %, кальцит — 2 %, сульфиды

— 2,7—3,2 %, в том числе халькопирит — 0,2 %, арсенопирит

— 0,5 %, пирротин — 2,0—2,5 %; кварц — 40—45 %, пи-роксены — 30—35 %, амфиболы — 2—3 %, биотит — 5—7 %, полевой шпат — 3—5 %, лимонит — 3—5 %.

Таблица 1

Содержание основных компонентов в руде карьерного отвала № 5

Тип анализа Содержание

% г/т

WO3 Р СаСОз Cu Бобш./ сульф. As Au, Ag

химический 0,24 0,15 — 0,036 0,73—0,11 0,14 0,14 1,5

рентгеноспек-тральный 0,26 0,09 1,95 0,07 0,93 0,26 — -

Существенное отличие минерального состава руды карьерных отвалов от бедной руды текущей добычи — это низкое содержание кальцита, апатита, что благоприятно для обогащения руды отвала по шеелиту, тогда как наличие арсенопирита — 0,5 % — негативный фактор для получения качественных медных концентратов. Результаты рентгеноспектрального и химического анализов пробы руды отвала № 5 представлены в табл. 1.

Наиболее перспективным методом предварительной концентрации WO3 для бедных руд является рентгенора-диометрическая сепарация (РРС) [4]. Из этого, в схемах обогащения забалансового сырья, а также руды отвалов, при наличии контрастности материала целесообразно предусматривать предварительную концентрацию по основному компоненту (рентгенорадиометрическая сепарация, гравитационное обогащение и др.). Далее — выделение сульфидных минералов и флотацию всей гаммы кальциевых минералов, обладающих близкими флотационными свойствами.

Исследования по предварительной концентрации WO3 в руде отвалов Приморского ГОКа и бедной руде месторождения Скрытое были выполнены на сепараторах СРФ (ППД Si-pin, 25 мм2) фирмы ООО «СибРадос» (г. Красноярск) [5, 6]. Следует отметить, что руда отвала представляет собой исключительно контрастный кусковой материал, что предопределяло возможность эффективной сепарации. Результаты РРС по классам крупности представлены в табл. 2.

Таблица 2

Результаты рентгенорадиометрической сепарации вольфрамовых руд

Наименование продуктов Выход, % от Содержание WO3,% Извлечение, % от

класса руды класса руды

Руда карьерного отвала ПОФ

Класс -150+100 мм — 7,9 0,195 — 8,7

Обогащенная руда 10,7 0,83 1,59 87,2 7,5

Класс -100+50 мм 26,5 0,172 26,0

Обогащенная руда 18,4 4,9 0,82 87,7 22,7

Класс -50+30 мм 16,4 0,099 9,4

Обогащенная руда 10,5 1,7 0,52 55,2 5,2

Итого объединенный класс -150+0 мм (содержание WO3—0,176%)

Обогащенная руда — 7,4 0,84 — 35,4

Хвосты — 43,4 0,035 — 8,7

Отсев -30+0 мм — 49,2 0,20 — 55,9

— 100 0,176 — 100

Месторождение «Скрытое», карбонатная руда

Обогащенная руда 34,6 — 0,65 67,9 —

Месторождение «Скрытое», амфиболовая руда (содержание WO3—0,25%)

37,4 — 0,52 79,1 —

Лучшие результаты получены при сепарации крупных классов руды карьерных отвалов ПОФ (-150+50 мм), содержание WO3 в обогащенной руде составляет 1,6—0,8 %, извлечение от класса — 87 %, при выходе 11—18 % от операции. При РРС материала крупностью — 50+30 мм извлечение от класса падает до 55 %, а в классе -20+10 мм оно составляет 15%, степень концентрации в обогащенной руде п = 2.

Для повышения суммарного извлечения шеелита по схеме переработки после РРС на флотационный передел рекомендуется направлять два продукта:1) обогащенную руду с содержанием WO3 0,4—1,0 % и извлечением металла до 90 % от операции; 2) мелкий класс -30 (20)+0 мм с содержанием 0,2—0,3 % WO3 не подлежащий сепарации.

Продукты рекомендуется складировать отдельно и включать в шихту в разном соотношении, в зависимости от качества руды, поступающей на переработку. Проведение предвари-

тельной сепарации руды позволит не только уменьшить количество руды, поступающей на флотацию (около 50% руды направляется в отвал), но и повысить извлечение на этой стадии обогащения. После сепарации обогащенная руда может успешно обогащаться по существующей на предприятиях технологической схеме.

Технологическая сложность флотационного обогащения кальцийсодержащих руд обусловлена необходимостью разделения трех кальциевых минералов с близкими флотационными свойствами: шеелита, апатита и кальцита. Получение кондиционных концентратов зависит, прежде всего, от содержания кальцита в черновых продуктах. Их доводка осуществляется по методу Петрова (пропарка черновых продуктов с жидким стеклом, концентрация 25—35 %). Проблема с апатитом на сегодня решается в основном шихтовкой руды. Различие в их фло-тируемости достигается, прежде всего, подбором селективных собирателей и их сочетаний [7].

Традиционным собирателем сульфидов при обогащении шеелит-сульфидных руд является ксантогенат, однако в последние годы активно используются его сочетания с аэрофлотом (ИМА — И413), что позволяет в медной селекции получать концентрат, кондиционный по мышьяку. Селекция халькопирита от пирротина и пирита осуществляется с применением ди-натрийфосфата при рН среды 7,3—6,7, создаваемой железным купоросом.

Очевидно, что только создание комбинированных схем и совершенствование реагентных режимов позволит в целом оптимизировать процесс переработки бедных, забалансовых руд. Результаты флотации руды и продуктов сепарации приведены в табл. 3.

К недостаткам РРС руды на сепараторах фирмы ООО «СибРадос» следует отнести выделение при ее сортировке по классам крупности больших объемов отсевов (49—34 % от руды), с содержанием Ш03 0,2—0,24 % и извлечением металла 56—41 % неподлежащих сепарации в связи с ее низкой эффективностью для мелких классов.

Обзор публикаций показал, что в зарубежной практике сепарации (рентгенорадиометрической, рентгенолюминесцент-ной и др.) подвергаются и мелкие классы, до крупности 5 (3) мм, при этом эффективность операции составляет 85—89 %,

Таблица 3

Результаты флотации руды и продуктов сепарации

Наименование продуктов Выход, % Содержание, % Извлечение, WO3%

WO3 Р СаСО3 S

Горная масса карьерного отвала ПОФ

Концентрат 0,23 34,64 2,63 20,2 0,45 37,2

Исходная руда 100 0,22 0,15 1,95 0,73 100

Концентрат 1,09 67,8 0,17 5,24 0,36 83,62

Обогащ. фракция РРС, кл. -100+50 мм 100 0,89 0,17 3,15 1,42 100

Концентрат 0,77 64,5 0,19 5,20 0,34 83,8

Обогащ. фракция РРС, кл. -50+30 мм 100 0,59 0,13 2,75 3,54 100

Концентрат 0,27 34,5 1,33 32,47 0,93 36,5

Несепарируемый кл. -30+0 мм 100 0,25 0,09 1,68 1,01 100

Концентрат 0,91 67,56 0,53 5,67 0,34 76,6

Обогащенная руд РРС (60%) + отсев -30+0 мм (40%) 100 0,80 0,15 2,69 2,97 100

Расчетное извлечение на обогащенной руде РРС+ отсев — 66,1%

Месторождение «Скрытое», карбонатная руда

Концентрат 0,19 60,1 0,69 6,3 0,15 41,3

Исходная руда 100 0,27 0,14 15,9 0,45 100

Концентрат 0,79 56,4 0,27 7,0 0,13 74,3

Обогащенная руда РРС 100 0,6 0,11 13,0 0,61 100

снижается только производительность сепараторов (15— 20 т/час). В сепарации более крупных классов, до 50 (40) мм, её эффективность более высока и достигает 90—95%, при производительности аппаратов составляет 80—40 т/час.

По данным фирмы «Vital Metals Ltd» (Австралия) для предварительного обогащения шеелитовых руд может быть рекомендовано применение рентгенолюминесцентных сепараторов, производительность которых зависит от крупности сепарируемого материала и составляет от 15 до 80 т/час [8]. Результаты предварительного обогащения руды отвала № 5 месторождения Восток-2, выполненного фирмой «Vital Metals Ltd» с применением рентгенолюминесцентной сепарации (РЛС), представлены в табл. 4.

Таблица 4

Рентгенолюминесцентная сепарация руды отвала № 5 месторождения Восток-2

Классы крупности, мм Исх. содерж. WOз, % От операции, WO3 От руды, WO3

Выход, % Содерж., % Из- влеч., % Выход, % Из- влеч., %

-50+20 0,26 60,44 0,34 88,14 34,5 44,79

-20+10 0,24 42,82 0,47 83,66 9,0 16,51

-10+5 0,30 37,42 0,63 78,23 7,87 21,89

Обогащ. фр. 0,42 — — — 51,37 83,19

Хвосты 0,09 — — — 48,63 16,81

Руда отвала 0,26 — — — 100 100

Как видно, сепарация горной массы отвала позволила выделить 48,6 % пустой породы с содержанием ШО3 0,09 %, потери шеелита составили 16,8 %. Содержание ШО3 в обогащенной фракции составило 0,42 %.

Гравитационное обогащение отсевов сортировки руды отвалов

По усредненным данным, выход отсевов сортировки руды отвалов по крупности на ПОФ после щекового дробления составляет 10—25 %, по распределению металла — 15—38 %, с содержанием ШО3 0,28—0,45 %. Такое количество несепарируемого материала снижает эффективность предварительного обогащения. Была изучена возможность доработки этого продукта гравитационными методами обогащения. Исследования выполнены на отсеве в крупности -5,0+0 мм, поскольку такой материал в наибольшей степени подвержен окислению.

Гравитационное обогащение отсевов проводились на лабораторном концентрационном столе, при разной крупности питания. Было установлено, что благоприятным для обогащения на концентрационном столе можно считать измельченный материал отсева с содержанием класса -0,5 мм 77 % (время

измельчения килограммовой навески 1,5 минуты). Дальнейшее снижение крупности материала приводит к резкому повышению выхода и распределения шеелита в тонкие классы, вследствие чего имеет место рост потерь шеелита.

Схема экспериментальных исследований:

— I стадия концентрации: отсев руды отвала (при разной степени измельчения) обогащался на концентрационном столе;

— II стадия концентрации: промпродукт концентрационного стола I стадии перечищался и дополнительно выделялся концентрат промпродукта.

Концентраты I и II стадии объединялись в общий гравитационный концентрат. В итоге при обогащении отсева крупностью -5,0+0 мм на концентрационном столе удалось выделить гравитационный концентрат (обогащенную руду) с содержанием 0,87 % ШО3 (степень концентрации 2,1), выход которого составил 36,5 % (18 % от руды), извлечение — 79,7 %.

Увеличение степени концентрации шеелита на столе за счет дополнительных перечисток до содержания в концентрате 35 % ШО3 приводит к снижению извлечения шеелита до 55,6 %, что на 18 % выше, чем при флотационном обогащении отсева, где качество полученного концентрата составило 30,6 % ШО3.

Зависимость выхода гравитационного концентрата (обогащенной руды) и извлечения ШО3 от качества гравитационного концентрата, полученного из отсева, представлены на рис. 1.

Обогащение отсева до качества кондиционного концентрата потребует составления сложной схемы цепи аппаратов, с дополнительным доизмельчением гравитационного концентрата, поэтому более перспективной представляется концентрация на гравитационном столе до содержания в обогащенной руде 0,8—0,9 %, при извлечении — 80 % с выходом 35—40 % от питания (18—20 % от исходной руды). Далее такой продукт может быть направлен на флотационный передел по стандартной схеме.

А — Диапазон содержаний WO3 в обогащенной руде 0,5—6%

В — Диапазон содержаний в обогащенной руде WO3 0—35%

Рис. 1. Изменение выхода обогащенной руды из отсева (кл. -5+0 мм) и извлечения Ш03 в зависимости от качества гравитационного концентрата

Полученные нами результаты гравитационного обогащения отсевов (-5,0+0 мм) сортировки руды карьерного отвала были подтверждены исследованиями, выполненными лабораторией Nagrom Metallurgical Report (Австралия) [9]. В лаборатории Nagrom класс -5,0+0 мм после измельчения рассеивался на два класса: +0,25 мм и -0,25мм, и раздельно подвергался гравитационному обогащению на концентрационных столах. Результаты представлены в табл. 5.

Как видно из анализа полученных данных, в результате гравитационного обогащения класса -5,0+0 мм выделено 68,2 % пустой породы с содержанием WO3 — 0,11 %, потери шеелита — 17,99 %. Выход обогащенной фракции составил 31,8 %, содержание WO3 — 1,12 %, извлечение — 82,0 %. Такой гравитационный концентрат вполне может быть направлен на флотационный передел по стандартной технологии.

Проведение предварительной сепарации руды позволяет не только уменьшить количество руды, поступающей на флотацию (около 50 % руды направляется в отвал), но и повысить извлечение на этой стадии обогащения.

Таблица 5

Результаты гравитационного обогащения отсева в лаборатории Nagrom

Наименование продуктов Выход, % Шеелит ^Оз), %

Содержание Извлечение Содержание Извлечение

от операции от класса -5,0+0 мм

Обогащенная фракция 46,20 0,86 93,89 24,60 48,77

Пустая порода 53,80 0,048 6,11 28,59 3,17

кл.+0,25 мм (изм. отсев) 100 0,425 100 53,19 51,94

Обогащенная фракция 15,30 2,02 69,18 7,16 33,24

Пустая порода 84,70 0,16 30,82 39,65 14,82

кл. -0,25 мм (изм. отсев) 100 0,447 100 46,81 48,06

Итого класс -5,0+0 мм — 0,435 — — —

В т.ч. объединенная обогащенная фракция — 1,12 — 31,76 82,01

После сепарации обогащенная руда может успешно обогащаться по существующим на предприятиях технологическим схемам.

В итоге в комбинированную схему обогащения руды отвалов предлагается включить:

— дробление и сортировку по классам (самоходные дробилки для щебня), ожидаемое распределение руды по классам крупности приведено в таблице 6. Поверочное грохочение предусмотреть с размером ячейки 100 мм. Каждый класс крупности складировать отдельно и направлять в соответствующий бункер сепаратора,

— предварительное обогащение руды отвалов по классам с применением рентгенолюминесцентной сепарации.

Так как материал должен быть сухой, сортировка может осуществляться только в летнее — осеннее время. Потребуется установка трех сепараторов, на каждый класс крупности. Не-сепарируемый класс после доизмельчения в стержневой мельнице разделяется на классы по 0,25 мм и поступает на гравитационное обогащение.

— обогащенный продукт гравитации направляется в классификатор первой стадии измельчения ПОФ, далее следует флотационный передел.

Согласно проведенным исследованиям, может быть выделена обогащенная фракция руды со следующими показателями, представленными в табл. 6.

С применением предварительной сепарации горной массы отвала в рентгенорадиометрических сепараторах и гравитационное обогащение мелких классов руды можно выделить около 70 % пустой породы с содержанием WO3 0,055 % и потерями шеелита 16,1 %.

В результате переработки обогащенных фракций руды отвалов на ПОФ можно получить кондиционный шеелитовый концентрат со сквозным извлечением 70,6 %, однако при этом существенно усложняется схема за счет гравитационной доводки отсевов крупностью -5+0 мм. Если исключить отсевы (несепарируемую руду) из переработки, извлечение шеелита в концентрат из руды отвала падает до 55 %. Может быть рассмотрен еще один вариант переработки руды, не подлежащей сепарации — это совместное обогаще ние класса -5,0+0 мм и обогащенных фракций руды на фабрике, однако при этом уровень извлечения во флотации падает до 76%, и сквозное извлечение в кондиционный концентрат составит 67%.

Таким образом, в результате проведенных исследований для обогащения бедных, забалансовых руд отвалов может быть предложена комбинированная схема переработки, включающая предварительное обогащение методами радиометрической сепарации (РРС, РЛС), гравитационное обогащение не подлежащего сепарации материала мелких классов (отсевов), и флотационный передел обогащенных фракций с получением конечных кондиционных концентратов.

Таблица б

Технологические показатели обогащения руды по предлагаемой схеме

Исходная горная масса Продукты сепарации и гравитации

Класс, мм Вых., % Сод, % Ме в руде, % от опер, сепарац. от исходной горной массы, %

Вых., % Изв., % Вых. Сод. Ме в прод. Изв.

Обогащенная фракция руды

-100+50 56,7 0,18 10,21 18,4 88 10,4 0,86 9,0 —

-50+20 20,9 0,25 5,23 60 83 12,5 0,35 4,3 —

-20+5 10,5 0,30 3,15 35 78 3,7 0,66 2,5 —

Итого 88,1 0,21 18,59 — — 26,6 0,59 15,8 85,0

— — Пустая порода

— — 61,5 0,045 2,79 15,0

Обогащенная фракция гравитации

Отсев -5+0 11,9 0,45 5,36 32 80 3,8 1ДЗ 4,3 80,2

Итого 100 0,24 23,95 Пустая порода

8,1 0,13 1,06 19,8

Сквозные показатели обогащения сепарации и гравитации несепарируемой руды

Обогащенная фракция руды 30,4 0,66 20,1 83,9

Пустая порода 69,6 0,055 3,85 16,1

Сквозные показатели с учетом флотационного передела обогащенной фракции руды

Шеелитовый концентрат — 84 0,337 50 16,9 70,6

Шеелитовый концентрат (без отсева) — 84 0,27 50 13,3 55,6

Ее внедрение будет способствовать решению актуальной проблемы расширения минерально-сырьевой базы, соответствовать важнейшим задачам ресурсосбережения и обеспечит рентабельность работы предприятия.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Гвоздев В. И. Рудно-машатические системы скарновых шеелит-сульфидных месторождений Дальнего Востока России / В.И. Гвоздев. — Владивосток: Дальнаука, 2010. — 338 с.

2. Саматова П.А. Минералого-технологические особенности шеелитово-го месторождения Скрытое и перспективы их обогащения / Д.А. Саматова [и др.] // Тихоокеанская геология. — 2011. — Т. 30. — № 6. — С. 84—96.

3. Саматова П.А. Минералого-технологические особенности и обогащение бедных шеелитовых руд Приморья / Д.А. Саматова, Е.Д. Шепета,

B. И. Гвоздев // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. — 2012. — № 3. — С. 152—161.

4. Кобзев А.С. Направления развития и проблемы радиометрических методов обогащения / А.С. Кобзев // Обогащение руд. — 2013. — № 1. —

C. 13—18.

5. Проведение испытаний технологии РРС для предварительного обогащения бедных вольфрамсодержащих руд: отчет / Федоров Ю.О., Федоров М.Ю. — 2011.

6. Покусковая рентгенорадиометрическая сепарация двух технологических проб (ТП-4, ТП-5) на промышленном сепараторе с ППД: отчет / Федоров Ю.О., Короткевич В.А. — 2009.

7. Саматова П.А. Кинетика флотации кальциевых минералов при обогащении комплексных шеелитовых руд / Д.А. Саматова, Е.Д. Шепета, Д.А. Киенко // Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья: материалы Международного совещания «Плаксинские чтения-2011» (г. Верхняя Пыш-ма, 19—24 сентября 2011 г.). — Верхняя Пышма, 2011. — С. 505—509.

8. Andy Haslam. Managing Director — Vital Metals Ltd. Report «Developments in the Tungsten Industry» — Australia. 21st ITIA Annual General Meeting Xiamen China. Thursday 25th September — 2008. — 8 p.

9. Nagrom to AIR Mining Report T464 — July 6. — 2010. xlsx. — P 2.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Саматова Пуиза Андреевна — кандидат технических наук, старший научный

сотрудник, заведующий лабораторией samatova_luiza@mail.ru,

Шепета Елена Дмитриевна — кандидат технических наук, старший научный

сотрудник, Elenashepeta56@mail.ru,

Институт горного дела ДВО РАН, г. Хабаровск.