Спосіб попереднього збагачення бідних тонковкраплених рідкіснометалевих руд

Винахід належить до галузі збагачення корисних копалин, а саме гравітаційного збагачення бідних тонковкраплених рідкіснометалевих руд і може застосовуватися для попереднього збагачення, наприклад циркон-пірохлорових руд. Відомий спосіб збагачення бідних тонковкраплених рідкіснометалевих руд, за яким здрібнену руду піддають гідравлічній класифікації на вузькі класи крупнисті [1]. Далі ці класи збагачуються на відсадкових машинах та концентраційних столах (кожен клас окремо від інших). Після такого попереднього збагачення отримують чорнові рідкіснометалеві концентрати. Промпродукти та хвости збагачення подрібнюються, класифікуються та подаються на другу та третю стадії попереднього збагачення. Чорнові рідкіснометалеві концентрати з усіх стадій збагачення об'єднуються та піддаються доводці до товарних концентратів комбінацією гравітаційних, електричних, електромагнітних та флотаційних методів. Суттєвим недоліком цього способу збагачення є складність технологічної схеми та пов'язані з цим труднощі у керуванні технологічним процесом. Крім того, гідравлічні класифікатори, що застосовуються для класифікації здрібненої руди, мають низьку потужність та ефективність розділення. Через ці недоліки відомі схеми збагачення мають низькі показники вилучення рідкісних елементів у концентрати. Відомий також, обраний як прототип, спосіб попереднього збагачення бідних тонковкраплених рідкіснометалевих руд за яким вихідну руду подрібнюють, піддають грохоченню, основній концентрації на гвинтових сепараторах [2]. Концентрат і Промпродукти перечищають на концентраційних столах з одержанням чорнового концентрату та хвостів. За таким способом отримують чорнові рідкіснометалеві концентрати, які далі піддають доводці. Використання гвинтових сепараторів для попереднього збагачення зменшує загальну кількість гравітаційних апаратів (концентраційних столів) у технологічній схемі, що дозволяє дещо спростити технологічну схему. Недоліком способу-прототипу є те, що показники збагачення суттєво не зростають, а кратність скорочення матеріалу на гвинтових сепараторах дещо вища за концентраційні столи. Тобто зростає кількість чорнового концентрату, та зменшується вміст корисних компонентів у ньому. В основу винаходу поставлена задача забезпечення високого вилучення рідкісних елементів та збільшення їх вмісту у чорновому концентраті. Поставлена задача вирішується тим, що в способі збагачення бідних тонковкраплених рідкіснометалевих руд основну концентрацію проводять на відцентровому концентраторі. При цьому відпадає необхідність проводити операцію грохочення. Основна концентрація на відцентровому концентраторі забезпечує більш ефективне розділення "легких" та "важких" мінералів, завдяки потужного впливу відцентрового поля, яке забезпечує силу у десятки разів вищу за силу земного тяжіння [З].Заявлений спосіб здійснюється таким чином. Бідну тонковкраплену рідкіснометалеву руду здрібнюють до крупнисті менше 0,1мм. Далі здрібнену руду піддають знешламленню по класу 0,015-0,020мм в гідроциклонах або інших апаратах. Потім знешламлену руду збагачують у відцентровому концентраторі. При цьому у важкій фракції концентруються рідкіснометалеві мінерали, питома вага яких вища за вміщуючу породу. Отриманий концентрат перечищають на концентраційних столах з одержанням чорнового концентрату та хвостів. За таким способом отримують чорнові рідкіснометалеві концентрати, які далі піддають флотаційній або гідрометалургійній доводці. Приклад 1. Цей спосіб був застосований нами при розробці технології вилучення рідкісних металів з відходів збагачення Цей спосіб був застосований нами при розробці технології вилучення рідких металів з відходів збагачення маріуполитів Маріупольського (Мазуровського) рідкіснометалевого родовища. Відходи збагачення мають наступний хімічний склад, %: 3,27-3,90 (FeО+Fe3О3); 59,48-59,80 SiO2; 19,95-20,80 Al2O3; 4,30-5,70 Na2O ; 4,82-5,87 К2O; 0,70-0,90 CaO; 0,20-0,27 ZrO2; 0,08-0,10 Nb2O5; 0,30-0,60 ТiO2. У лабораторних умовах були проведені дослідження по розділенню відходів збагачення маріуполитів у відцентровому полі на важку та легку фракції. Для проведення досліджень був використаний концентратор фірми Knelson марки КС-МД3.Результати збагачення наведені у табл. 1. Здрібнену до крупнисті - 0,1мм пробу розділили на класи +0,05 и -0,05мм. Режим збагачення знаходився для кожного класу експериментальним шляхом. Таблиця 1 Показники збагачення відходів, здрібнених до 0,1мм Назва продуктів збагачення Клас -0,05мм, в т.ч. - важка фракція І- легка фракція І Клас -0,05мм, в т.ч. - важка фракція II - легка фракція II УСЬГО: важка фракція І-ІІ легка фракція І-ІІ СУМА: 55,20 3,43 51,77 44,80 0,96 43,84 Ваговий вміст, % Nb2O5 ZrO2, 0,074 0,310 0,560 3,750 0,040 0,080 0,132 0,180 2,950 2,690 0,070 0,123 Вилучення,% Nb2O5 ZrO2 40,95 68,05 20,24 51,48 20,71 16,57 59,05 31,95 28,28 10,33 30,77 21,62 4,39 95,61 100,00 1,110 0,054 0,10 48,52 51,48 100,00 Вихід, % 3,520 0,100 0,25 61,81 38,19 100,00 Важка фракція складена на 60,3% легкими мінералами та на 39,7% важкими мінералами, із них 34% з слабкими або сильними магнітними властивостями. При розділенні на магнітному сепараторі, можливо підвищити масову долю Nb2O5 до 2,8% (магнітна фракція), а ZrO2 до 5,3% (немагнітна фракція). Легка фракція на 90,0% складена із польових шпатів та нефеліну. Ваговий вміст К2О у неї складає 6,24%, Na2O - 6,71%. Однак вміст важких мінералів у неї складає 10%, що пояснює високий ваговий вміст Fе2О3 -3,52%. Аналіз одержаних експериментальних даних показує, що на відміну від таких апаратів як гвинтовий сепаратор, шлюз або концентраційний стіл, концентратор Knelson більш повно виділяє у важку фракцію найбільш важкі мінерали - пірохлор, циркон, магнетит, ільменіт, гідроксиди заліза. Частково до неї потрапляють мінерали середньої густини - егірин, лепідомелан, а також легкі мінерали - польові шпати, нефелін. При цьому вихід важкої фракції відносно низький (від 15,73 до 4,39%), вилучення Nb2O5 и ZrO2 задовільне (відповідно 44,85-48,52% та 61,81-73,8%) при низькій якості важкої фракції. Значна доля егірину та лепідомелану, а також гідроксидів заліза залишається у легкій фракції, що пояснює високий ваговий вміст Fе2О3 у останній (2,93-3,52%). Подальша переробка важкої фракції з вилученням ніобію, танталу, цирконію та інших рідкісних металів може проводитися за відомими гідрометалургійними технологіями. Джерела інформації 1. Полькин С.И. Обогащение руд и россыпей редких металлов, М., "Недра", 1967, с.356-362. 2. Царьков В.А., Хорошев В.А., Болдырев В.А. и др. Новая технологическая схема гравитационного обогащения бедных труднообогатимых руд редких металлов // Горный журнал. -2002. -№8. -С.82-85. 3. Потемкин А.А. Компания Knelson Concentrators - мировой лидер в производстве гравитационных центробежных сепараторов // Горный журнал. -1998.-№5.-С.77-84.