Применение центробежных концентраторов для обогащения бедных танталовых руд Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© А.А. Заярный,

М.В. Костромин, 2003

УДК 622.7

Д.А. Заярный, М.В. Костромин

РИМЕНЕНИЕ ЦЕНТРОБЕЖНЫХ КОНЦЕНТРА ТОРОВ ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ БЕДНЫХ ТАНТАЛОВЫХ РУД

последнее время для обогащения руд редких и благородных металлов, а также песков россыпных месторождений стали применяться центробежные концентраторы.

Представляет интерес использование концентраторов «Кнельсон» в циклах измельчения полиметаллических, медных, медно-цинковых руд и руд черных металлов для улавливания попутного золота. В этом направлении проводит исследования АО «Механобр Инжениринг» [1]. Хорошие результаты по извлечению только золота из некоторых продуктов достигнуты при использовании концентратора «Кнельсон». Так, из пробы медной руды Алмалыкского ГМК за одну операцию на трехдюймовом сепараторе «Кнельсон»был получен концентрат с содержанием металла 60 г/т. Средний размер свободных золотин в нем составлял около 0,02 мм при наличии большого количества золотин размером менее 0,1 мм. Из сульфидного флотационного концентрата одного из месторождений Кемеровской области получен концентрат, содержащий около 140 г/м3 золота, причем свободного золота в нем было около 75 %, а средний размер золотин составлял 0,008 мм.

Как показали исследования зарубежных ученых [2], на концентраторе «Кнельсон» можно осуществлять доводку золотосодержащих продуктов крупностью - 0,025 мм с получением концентратов для прямой плавки, содержащих 10-15 % золота при извлечении 70-80 %. Вместе с тем концентратор «Кнельсон» не обеспечивает непрерывную разгрузку тяжелой фракции, имеет сложную конструкцию, требует квалифицированного обслуживания и значительного расхода промывной воды (2-2,5 м3 /т).

В настоящее время предметом технико-эконо-мической переоценки добываемого на Норильском комбинате сырья являются вкрапленные руды, локализованные в породах дифференцированных интрузивов Норильско-Талнахского рудного узла [3].

Примерно 70% общей стоимости полезных компонентов, заключенных в данном типе руд, приходится на благородные металлы (БМ) - элементы платиновой группы (ЭПГ), золото и серебро и всего 30 % - на никель, медь и кобальт. В то же время содержание первых несоизмеримо (на 2-3 порядка) меньше, чем вторых, и трудно поддается точной оценке. Благородные металлы присутствуют в рудах, как в минеральной, так и в рассеянной формах. Кроме того, как известно, действующая на НГМК схема переработки вкрапленных руд ориентирована на максимальное извлечение из них, в первую очередь, цветных металлов. В разветвленный сети многоступенчатого обогати-тельно-металлурги-ческого цикла на различных уровнях происходит потеря ценных, особенно благородных, металлов с отвальными хвостами, шлаками и другими продуктами. Все эти

факторы отрицательно сказываются на показателях сквозного извлечения ЭПГ и других драгоценных металлов.

В этой сети совершенствование и оптимизация процесса извлечения БМ из вкрапленных руд стали ключевой проблемой опытных технологических исследований. Так для пробы товарной руды и руды текущей добычи была применена гравитационно-флотационная схема обогащения с использованием концентраторов «Кпе^оп»-3 и «Кпе^оп»-12.

В ходе исследований из руды текущей добычи с помощью аппарата «Кпе^оп» - 12 выделен гравитационный концентрат, содержащий более 4000 г/т платиноидов. Этот концентрат явился объектом детальных исследований. Крупность концентрата составляет 85% класса + 0,074 мм.

В гравитационном концентрате из общего количества минералов БМ платиновые составляют не менее 65-70%, а палладиевые - 25-30%. Эти данные согласуются со значительно более высоким извлечением в тяжелый продукт платины (около 76%) сравнительно с палладием (около 11%), переходящим в основном в коллективный концентрат. Следует отметить, что как и по результатам предшествующих исследований, максимальное содержание компонентов приходится на классы, -0,074 + 0,044 и 0,044 + 0,020 мм при снижении его в классах +0,074 и -0,020 мм.

Успешно применяются отечественные центробежные концентраторы «Итомак» при доводке гравитационных золотосодержащих концентратов. Это главным образом, связано с запрещением применения амальгамации. Опираясь на опыт эксплуатации центробежных концентраторов «Итомак», [4] можно отметить следующие несомненные достоинства данных аппаратов при обогащении рудного золота. 1. Высокая удельная производительность, малые габаритные размеры и небольшая масса концентраторов позволяют сократить капитальные затраты на строительство. Например, один концентратор «Итомак» - 20 заменяет 10-15 концентрационных столов СКО-7,5 и имеет такие же габаритные размеры, как один стол СКО-2. 2. Высокая степень концентрации дает возможность снизить число операций обогащения до минимума: при промышленной эксплуатации концентраторов «Итомак»-1 и «Итомак»-5 из концентрата отсадки, содержащего 10-30 г/т золота, в одну операцию получают продукты с содержанием от 1 до 6 кг/т. 3. Нечувствительность концентраторов к изменению влажности питания.

Результаты центробежной сепарации при доводке различных гравитационных концентратов, полученные непосредственно на предприятиях (или при обогащении представительных проб), приведены в таблице.

Учитывая, что все эксперименты проводили без доиз-мельчения промпродукта доводки, следует признать достигнутые результаты вполне удовлетворительными.

Более высокие технологические показатели доводки могут быть получены при выполнении следующих условий: содержание золота в черновом гравитационном концентрате должно составлять 5-10 кг/т; промпродукты и крупнозернистые хвосты доводки следует измельчать до крупности - 0,2 мм.

По итогам выполненных экспериментов разработана технологическая схема доводки черновых концентратов.

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ДОВОДКИ ЧЕРНОВЫХГРАВИТАЦИОННЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Наименование концентрата Содержание зо ота в черновом концентрате, г/т Конечный концентрат доводки Условия проведе ния доводки

Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Салаирский ГОК

Свинцовый золотосодержащий концентрат 715 3,25 15559 70,6 Стол ЗОАКЦ две перечистки

ЗИФ рудника «Коммунар»

Концентрат предварительной доводки 333 4,0 5858 70,4 Итомак-0,1 одна перечистка

ЗИФ рудника «Веселый»

Концентрат отсадки 47 1,33 2796 78,7 То же

Концентрат винтового сепаратора 102 3,33 2454 80,4 То же

То же 9,2-27,6 1,83-2,56 5073- 6116 77,2-89,1 Итомак-1 одна перечистка

Промышленную проверку разработанной схемы проводили на ЗИФ рудника «Коммунар». В цикле доводки установили три центробежных концентратора «Итомак»-5 (постоянно в работе находились два концентратора, один - в резерве). В ходе промышленных испытаний на стадии центробежного обогащения получены концентраты с содержанием затрат от 1 до 3 кг/т.После их перечистки на концентрационном столе СКО-0,5 содержание повысилось до 50-200 кг/т. Таким образом, схема доводки гравитационных концентратов с использованием центробежных концентраторов «Итомак» позволяет получить высокие технологические показатели, не уступающие показателям амальгамации.

В настоящее время центробежные концентраторы «Фал-кон» с непрерывной разгрузкой продуктов обогащения успешно применяются при обогащении танталовых руд на двух фабриках «Тапсо» (Канада) и «Wodgina» (Австралия).

На фабрике «Тапсо» концентраторы «Фалкон» установлены на двух потоках. Один из них, хвосты флотации, а второй - хвосты винтовых сепараторов. Крупность твердого в обоих потоках составляет порядка 80 % минус 45 микрон.

На каждом из потоков установлено по два концентратора «Фалкон». С1000 на основной операции, С400 - на доводочной операции. Концентратор С1000 перерабатывает 20 тонн/час по твердому, выход концентрата составляет 20 %, извлечение тантала 60-65 %. Концентрат далее доводится на концентраторе С400 с выходом концентрата 10 % при извлечении 87 %. Общее извлечение из хвостов фабрики за две стадии составляет в среднем 54 %. Установка концентраторов «Фалкон» на хвостовых продуктах позволило повысить общее извлечение тантала на фабрике «Тапсо» на 3-4 %.

На фабрике «Wodgina» концентраторы «Фалкон» также установлены на очень тонком питании (80 % минус 75 микрон) - на хвостах флотации. На первом этапе на фабрике был установлен концентратор С1000 для извлечения тантала. Через год его эксплуатации фабрика закупила концентратор С4000 (производительность 100 тонн/час по твердому), при этом концентратор С4000 в настоящее время используется для основной операции, а концентратор С1000 -для доводочной. Общее извлечение тантала за две стадии из хвостов флотации составляет порядка 30%, что также по-

зволило значительно улучшить экономические показатели фабрики по общему извлечению тантала.

На танталсодержащих рудах ОАО «Малышевское рудоуправление» МРУ были проведены лабораторные испытания центробежных концентраторов двух модификаций: отечественного концентратора марки «ТулНИГЛ» и канадского «Кпе^оп».

Используемые танталсодержащие руды были представлены двумя пробами. Проба I представляла собой песковую фракцию спирального классификатора классифицирующего по классу 0,315 мм, подрешетный класс грохота со шпальтовой сеткой 1 мм, установленного на разгрузке мельницы самоизмельчения. Проба отобрана при переработке кварц-полевошпатовой руды со склада 15 на обогатительной фабрике ОАО МРУ. На складе 15 сложены коренные, с глубоким горизонтов, кварцполевош-патовые руды с содержанием Та<0,0030% проба I была представлена классами крупности (-2+1мм) - 29,9 %; (-1+0,315мм) - 38,1 %; (-0,315) - 32,6 %. Доля тантала находящегося в свободных зернах извлекаемого минерала танталит - колумбита, по данным минералогического и химических анализов составляла 63,4 % от общей его массы в исходном материале.

Проба II была отобрана бороздковым методом с верхнего горизонта коры выветривания западного ската карьера «Липовый Лог». Всю массу разделили на три части: класс (+2 мм) = 22,6 %; (-2 мм) = 67,4 %; и илы, объем которых составил 10 %.

Опыты проводились при фиксированной производительности центробежных концентратов, при различных оборотах сепараторов и отношениях жидкого к твердому. Хвосты от каждого опыта обогащались повторно при тех же параметрах.

Полученные продукты от опытов анализировались на содержание свободного танталит-колумбита методом минералогического анализа с использованием тяжелой жидкости «Клеричи». Методом химического анализа определялось общее содержание Та в пробах.

Анализ результатов лабораторных испытаний показывает, что максимальное извлечение в центробежных концентраторах было получено при 300 оборотах в минуту и отношении Ж :Т = 2:1.

Извлечение тантала на канадском центробежном концентраторе составило 82,8 %, на отечественном - 81,4 %.

Таким образом, можно сделать вывод, что изменение рабочих параметров при обогащении на центробежном кон-

центраторе существенно влияет на извлечение тантала. Для каждого конкретного месторождения можно установить необходимые параметры, при которых достигаются наилучшие результаты обогащения.

С целью проверки результатов лабораторных испытаний были проведены полупромышленные испытания отечественного модернизированного концентратора «ТулНИГЛ» на реальных потоках при обогащении руды на фабрике. Извлечение тантала при работе модернизированного концентратора достигло 92,7 %.

По результатам лабораторных и полупромышленных испытаний можно сделать вывод, что отечественные цен-

тробежные концентраторы, особенно модернизированные, работают достаточно эффективно. В перспективе модернизированные отечественные концентраторы будут внедрены в основную технологическую схему обогатительной фабрики МРУ, что позволит предприятию выйти на более высокий рентабельный уровень производства. По нашему мнению, возможно использовать модернизированные отечественные концентраторы и в других подотрослях горной промышленности, в частности, при обогащении песков золотоносных россыпей. Следует отметить, что цена отечественных концентраторов намного меньше зарубежных.

------------ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Богданович А.В., Базилевский А.М., Петров С.В. Особенности гравитационного извлечения золота из руд.// Обогащение руд. - 1997. - № 4.

2. Laplante A.R., Huang L., Harris G.B. Defining overload conditions for 76 - cm Knel-son concentrator by use of synthetic feeds

//Trans. Inst. Min. Metall. - 1996. May - August.

3. Орлов ЮА., Афанасенко СИ., Лазари-ди АН. Рациональное использование центробежных концентраторов при обогащении золоторудного сырья.// Г орный журнал - 1997. - N°

11.

4. Орлов ЮА., Афанасенко С.И., Лаза-риди А.Н. Доводка золотосодержащих концентратов с применением центробежных концентраторов «Итомак»// Г орный журнал - 2000. - № 5.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Заярный А.А. - горный инженер, ОАО «Малышевское рудоуправление».

Костромин М.В. — доктор технических наук, профессор, Читинский государственный технический университет.