Разработка технологии гравитационно-магнитного обогащения барит-сидеритовых руд месторождения Салланлатва Текст научной статьи по специальности «Промышленные биотехнологии»

© А.Ш. Гсршснкоп, М.С. Хохуля, Т.Д. Конторина, 2007

УДК 622.7

А.Ш. Гершенкоп, М.С. Хохуля, Т.А. Конторина

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ГРАВИТАЦИОННОМАГНИТНОГО ОБОГАЩЕНИЯ БАРИТ-СИДЕРИТОВЫХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ САЛДАНДАТВА

Семинар № 24

Продолжающееся интенсивное развитие буровых работ на Кольском полуострове в связи с планами освоения углеводородного потенциала Арктических морей требует значительного количества буровых растворов повышенной плотности, а, следовательно, и больших объемов баритовых концентратов для производства утяжелителей. В связи с этим актуальным вопросом является вовлечение в эксплуатацию новых источников сырья, находящихся в непосредственной близости от потребителей. Одним из таких источников могут рассматриваться баритовые руды месторождения Салланлатва, расположенного в юго-западной части Кольского полуострова, в 135 км от г. Кандалакша.

Технологические исследования на обогатимость, выполненные в поисковом плане в 80-х годах на пробах барит-сидеритовых этого объекта институтом, Механобр”, хотя и показали принципиальную возможность выделения баритовых концентратов при использовании метода флотации, но проведены в недостаточном объеме для обоснования целесообразности освоения месторождения.

Кроме того, флотационные баритовые концентраты, омасленные реагентами, обладают рядом недостатков, для устранения которых необхо-

дима модификация (процесс подготовки) концентрата-утяжелителя, что вызывает дополнительные затраты. Это связано с тем, что флотационные концентраты содержат вредные примеси флотореагентов, ухудшающие его смачивание в буровом растворе и вызывающие вспенивание. Высок в них также уровень водорастворимых солей, тонкодисперсных и глинистых фракций. Поэтому для получения из баритсодержащих руд концентратов нужного качества, удовлетворяющих существующим нормам для утяжелителей буровых растворов, необходима разработка более совершенной технологии обогащения без привлечения метода флотации, а поиск методов обогащения с использованием максимального различия в контрастности свойств минеральных комплексов.

Исходя из анализа вещественного состава пробы руды, ее гранулометрической характеристики выявлены тонкая вкрапленность барита и его глубокое прорастание сростками как рудных минералов (магнетит, пирит, сидерит), так и породообразующих (карбонатами). Среднее содержание ВаБ04 в представленной в виде керна пробе составляет 12-13 %. Причем барит в свободном состоянии не отмечен ни в одном из выделенных после дробления классов, а его содер-

жание постепенно увеличивается с уменьшением крупности материала. Это обстоятельство потребовало при разработке технологической схемы обогащения уделить большое внимание вопросам получения рациональной крупности измельчения после проведения трехстадиального дробления кернового материала.

Минералогическими исследованиями установлено, что зерна барита представлены угловатой, неправильной формой, иногда имеют призматический, толстотаблитчатый облик в виде ромбов. Блеск стеклянный, на гранях перламутровый. Спайность совершенная по (001) и менее совершенна по (210), что отражается на его хрупкости при дроблении и последующем измельчении.

В числе рудных минералов следует отметить присутствие сидерита РеС03 и мелковкрапленного магнетита Ре304 с размером зерен в среднем 0,1 мм, содержание которых соответственно составляет 27,1 и 6,7 %.

Основной вклад в содержание породообразующих минералов вносят карбонаты, где их содержание составляет более 40 % и к которым в первую очередь относятся доломит СаМд(С03)2 и анкерит Са(Мд, Ре) (С03)2. Количественные соотношения карбонатов непостоянны. Среди них можно выделить доломитовые и сиде-рит-анкеритовые карбонатиты.

Содержание прочих минералов находится на уровне 12 %, куда в первую очередь относятся силикаты (полевые шпаты, кварц, форстерит) -7,4 %, пирит и лимонит - 2,5 %, незначительное количество апатита -1,5 %, флогопита и хлорита (около 1 %).

Минимальное количество сростков отмечено только в самой мелкой фракции - 0,063 мм, где их количество не превышает 2 %. В целом же по пробе 72 % барита находится в

сростках, что вызывает необходимость их раскрытия введением операции селективной дезинтеграции материала.

Главный минерал барит от основных рудных и породообразующих минералов отличается по значению плотности более чем в 1,5 раза, что создает определенные предпосылки для использования гравитационных методов при переработке данного типа руды. При гравитационном обогащении в баритовый продукт, по-видимому, попадут сидерит, магнетит и сульфиды, поскольку по плотности они имеют близкие к бариту значения.

Выделение доли свободных зерен барита из крупных классов дробленой руды достигалось ее измельчением в стержневой мельнице, эффективность работы которой доказана многочисленными исследованиями при переработке различных видов слюдяных, лопаритовых и других руд, а также различных продуктов обогащения [1-3].

Выбор оптимального режима измельчения руды крупностью менее 2 мм производился в стержневой мельнице, режим которой регулировался только продолжительностью измельчения, изменяющейся в диапазоне от 5 до 30 минут при постоянном соотношении Т:Ж в питании и степени заполнения мельницы стержнями.

Исходя из гранулометрических характеристик измельченного продукта и содержания сростков, близким к оптимальному режиму является время измельчения, равное 20-25 минутам. В этом случае потери барита с классом менее 0,063 мм составят 44-46 %, которые могут быть частично восполнены вовлечением в переработку из материала этой крупности, например, фракции +0,028 мм.

На гистограммах, представленных на рисунке, показано процентное

соотношение выхода, содержания и распределения ВаБ04 в различных диапазонах крупности классов для исходной руды после её дробления в конусной дробилке и измельчённой в стержневой мельнице 20 минут. Наибольшее содержание ВаБ04 приходится на фракции -0,315+0,063 мм, которое уменьшается от 14,15 до 11,67 %. В то же время при такой же продолжительности измельчения уменьшается от 10 до 7 % и содержание барита в материале крупностью +0,315 мм.

Измельчением дробленого продукта в стержневой мельнице показано увеличение в 2,5 раза содержания доли свободных зерен барита по сравнению с их содержанием в исходной руде.

Для изучения возможности выделения отвального продукта из измельченной баритовой руды широкого диапазона крупности (-2 мм) была использована винтовая сепарация, поскольку ее преимущества особенно заметно проявляются в операциях предварительной концентрации. Ее назначение состояло в получении чернового концентрата, который в последующем мог бы доводиться на концентрационном столе. Однако из-за наличия большого количества тонких частиц барита и его сростков с другими минералами затрудняется получение отвальных хвостов в I стадии обогащения. При выходе хвостов в 22,3 % содержание в них барита составило 8,3 %, что соответствует потерям в этом продукте более 14% ВаБ04. В то же самое время отмечается некоторое увеличение степени концентрации барита в других приемниках разделения винтового сепаратора, особенно находящихся ближе к его внутреннему борту. Наиболее высокое содержание барита равное 19,65 % наблюдается в первом отсе-

кателе, куда уходит 13,6 % материала при извлечении более 20 %. По мере отклонения разделяемой пульпы от внутреннего борта желоба к внешнему содержание барита постепенно уменьшается, достигая минимального значения 9,9 % в промпродуктовой зоне.

В дальнейшем для повышения эффективности разделения руда подвергалась грохочению на три класса: +0315, -0315+0,63 и -0,063 мм. Два первых класса являлись материалом для их разделения при постановке технологических опытов на концентрационном столе. Самая крупная фракция перед обогащением подвергалась дополнительному измельчению для перевода некоторой части руды в материал крупностью -0,315 мм, что способствовало более полному раскрытию сростков. Средний класс обогащался без доизмельчения, дезинтеграция проводилась только для выделяемых промпродуктов. Это позволило улучшить разделение, поскольку в каждой фракции будут присутствовать зерна разной крупности: мелкие зерна тяжелые (барит, магнетит, пирит, сидерит) и крупные зерна легкие (карбонаты).

Поскольку выход фракции крупностью -0,063 мм составлял в подготовленной руде более 30 %, а по распределению на ее долю барита приходится около 45 %, она перед обогащением обесшламливалась по зерну 0,028 мм и в дальнейшем отдельно направлялась на электромагнитную сепарацию.

Данные по обогащению руды крупностью -0,315+0,063 мм, приведенные в табл. 1 , показывают, что в оптимально выбранном режиме возможно получение концентрата содержанием барита 23,21 %, но при извлечении около 47 %. Значительная доля барита сосредоточена в пром-

Гистограмма выхода, содержания и распределения свободного

барита

а) в исходной руде

+ 1,6 +1,0 +0,63 +0,5 +0,315 +0,2 +0,1 +0,063 -0,063

Крупность фракций, мм

б) в измельченной руде

70,0-

60,0-

50,0-

40,0-

30,0-

20,0-

10,0-

0,0

^ ЕГ О*

+ 1,6 +0,63 +0,315 +0,1

Крупность фракций, мм

Распределение

Выхо/родержание

-0,063

Рисунок

Таблица 1

Показатели обогащения баритовой руды крупностью -0,315+0,063 мм на концентрационном столе

NN пп Условия опытов Наименование продуктов Показатели, %

Частота колебаний, 1/мин Ход деки, мм Расход воды, мл/с У Р, Ва804 £

1. 240 14 140 Концентрат 24,5 23,21 46,7

Промпродукт 57,2 9,25 43,5

Хвосты 18,3 6,49 9,8

Итого: 100,0 12,17 100,0

2. 350 8 110 Концентрат 44,8 20,5 69,6

Промпродукт 35,8 9,04 24,5

Хвосты 19,4 4,0 5,9

Итого: 100,0 13,20 100,0

Таблица 2

Результаты перечистки концентрата стола в зависимости от режимов разделения

Условия опытов Наименование продуктов Концентрат 1 серии опытов Концентрат 2 серии опытов

На- клон деки, град. Рас- ход воды, мл/с •ь % Р, % ВаБ04 4 0 ^ «5 В •ь % Р, % ВаБ04 £, % ВаБ04

4 100 Концентрат 58,6 27,55 69,8 46,7 28,84 67,5

Промпродукт 16,9 17,87 12,8 23,2 14,96 17,5

Хвосты 24,5 16,38 17,4 30,1 10,0 15,0

Питание 100,0 23,21 100,0 100,0 19,96 100,0

продукте стола, где находится практически до 45 % барита. Он представлен в основном частицами минералов, находящихся в сростках с крупными классами, что потребует их дальнейшего раскрытия перед перечисткой.

Для улучшения процесса обогащения на столе данной фракции руды другая серия опытов была поставлена при более высокой частоте колебаний деки стола, но при меньшей ее амплитуде. Такая регулировка стола позволила существенно улучшить показатели обогащения, когда при одном и том же содержании барита в концентрате удалось повысить более чем на

20 % по сравнению с первой серией опытов извлечение в него барита.

Из анализа полученных результатов следует, что более высокая интенсивность колебаний деки стола при меньшей ее амплитуде улучшает эффективность его работы, что отражается на повышении извлечения барита в концентрат, которому способствует лучшее разрыхление слоя материала в межрифельном пространстве за счет увеличения скорости расслоения и скорости транспортирования частиц в продольном направлении.

Кроме того, на основании существующих представлений о механизме

взвешивания зерен в потоке стола следует, что при обработке мелкого материала применяют меньшие амплитуды колебаний чем при обработке грубозернистого материала, а это ослабевает действие восходящей струи водного потока (подъемной силы) и не дает относительно крупным и тяжелым зернам (барита, магнетита, пирита и др.) подняться на большую высоту и сосредоточиться в хвостах стола.

Химический анализ основных компонентов концентрата стола показал, что в нем содержится до 22 % Реобщ., примерно столько же РеО и более 27 % СО2, что в пересчете на содержание минералов, составит: свыше 30 % сидерита, около 15 % магнетита, до 25 % карбонатов и небольшого количества пирита. Данное обстоятельство указывает на необходимость введения в схему для выделения магнитных минералов магнитного обогащения.

Для повышения содержания ВаБО4 в концентрате тяжелые фракции и промпродукты концентрационного стола, проходили стадию дообогаще-ния для перевода легких частиц минералов, в основном карбонатов, в хвосты стола. Это позволило повысить на 4-8 % качество концентратов. В табл. 2 приводятся результаты разделения каждого из концентратов стола, полученных в режимах согласно табл. 1.

Поскольку в получаемых после перечистки на концентрационном столе гравитационных концентратах содержится значительное количество магнетита (12-17 %) и сидерита (2025 %), то для их выделения было предусмотрено введение электромагнитной сепарации, которая осуществлялась на индукционно-роликовом сепараторе СЭ-138Т при напряженности поля от 4000 до 7500 эрстед.

Электромагнитная сепарация проводилась в две стадии: при напряженности поля около 4000 эрстед в немагнитном продукте сосредотачивается барит, где его содержание составляет более 38 % при операционном извлечении более 83 %, доводка которого во второй стадии при более высокой напряженности поля позволяет повысить содержание барита до 62,3 % при извлечении 71,8 % от операции.

Перечистка тяжелой фракции концентрационного стола другой серии опытов с содержанием в ней 27,55 % барита при напряженности магнитного поля 7500 эрстед позволила получить в первой стадии магнитной сепарации немагнитную фракцию с содержанием в ней около 57 % ВаБО4, но при более его низком извлечении - 66,9 %. Доводка ее в сильном магнитном поле при напряженности около 9000 эрстед обеспечила получение баритового концентрата с содержанием барита равным 64,24 % при извлечении 96,8 %.

Промпродукт крупностью -0,315 +0,063 мм, образующийся на перечи-стном концентрационном столе, до-измельчается, обесшламливается по зерну 0,028 мм и также доводкой на электромагнитном сепараторе разделяется на магнитную и немагнитную фракции, в последней из которой содержится до 60 % барита при извлечении 61,5 %.

Руда крупностью +0,315 мм, выход которой после измельчения дробленого материала составляет не менее 30-35 % с содержанием в ней около 8,5 % барита, после доизмель-чения в стержневой мельнице в течение 1 часа классифицируется по зерну 0,028 мм с получением надрешет-ного и подрешетного продуктов. Надрешетный продукт является питанием концентрационного стола, обо-

гащение которого позволяет выделить гравитационный концентрат с содержанием более 26 % БаБО4 при извлечении около 84 %, а подрешетный продукт является шламами и выводится из дальнейшего обогащения.

Фракция от исходной руды крупностью -0,063+0,028 мм вместе с конечными гравитационными концентратами, полученными от переработки различных классов руды без предварительного гравитационного обогащения смешиваются и направляются на элетромагнитную сепарацию при напряженности поля не менее 9000 эрстед. Баритовый концентрат сосредотачивается в немагнитной фракции, где его содержание повышается до 64,4 % при извлечении более 50 % от всей руды.

Для улучшения качества получаемых гравитационных концентратов комбинированная технологическая схема предусматривает их гидрометаллургическую переработку, применение которой практически на 15 % повышает содержание барита.

При глубине обогащения 0,028 мм извлечение барита от исходной руды составит 53,8 % при содержании его в концентрате до 78 %.

Разработанная технология позволяет получать баритовые концентраты, пригодные в качестве высококачественных утяжелителей, используемых при бурении нефтяных и газовых скважин при освоении шельфа Баренцева моря, значения плотности которых изменяются в диапазоне от 4,02 до 4,48 г/см3.

------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ракаев А. И. Оптимизация рудоподго-товки при гравитационном обогащении. -Ё.: Наука, 1989, 184 с.

2. Гершенкоп А.Ш. Влияние процесса дезинтеграции на показатели обогащения вермикулитовых руд / А.Ш. Гершенкоп, М.С. Хохуля // Совершенствование способов разработки и обогащения руд месторождений Кольского полуострова: сб. научн.

тр. - Апатиты: КФАН СССР, 1978. - С.47-54.

3. Хохуля М.С. Технологические свойства вермикулитовых руд и совершенствование схем их обогащения / М.С. Хохуля, А.Ш. Гершенкоп // Оптимизация процессов обогащения минерального сырья: сб. научн. тр. - Апатиты: КНЦ РАН, 2001. - С. 156165. ШИЗ

— Коротко об авторах--------------------------------------------------------------------

Гершенкоп А.Ш. - зам. директора по научной работе, доктор технических наук,

Хохуля М.С. - ст. научный сотрудник, кандидат технических наук,

Конторина Т.А. - технолог I категории,

Горный институт КНЦ РАН.

Доклад рекомендован к опубликованию семинаром № 24 симпозиума «Неделя горняка-2006». Рецензент д-р техн. наук проф. В.М. Авдохин.