Технология гравитационного обогащения руд и россыпей

Технология гравитационного обогащения определяется свойствами обогащаемой руды, требованиями к продуктам обогащения и представляет собой совокупность подготовительных, основных и вспомогательных процессов. В большинстве своем схемы гравитационного обогащения являются многостадиальными с использованием аппаратов различных типов, позволяющих полно и комплексно извлечь ценные минералы из минерального сырья.

Наиболее широко гравитационные процессы применяются при обогащении россыпей, содержащих касситерит, вольфрамит, ильменит, рутил, циркон, танталит, золото, алмазы и др. Минералы, входящие в состав россыпей находятся в свободном состоянии, зерна их имею окатанную форму, они имеют более высокую плотность, чем минералы вмещающих пород.

Обогащение россыпей обычно включает три цикла – рудоподготовку ( дезинтеграция, промывка, обесшламливание), первичное обогащение с получением черновых гравитационных концентратов и доводку этих концентратов с получением мономинеральных концентратов ( рис. 113).

Рис. 113. Принципиальная схема обогашения

россыпей

Перед гравитационным обогащением песков россыпных месторождений производится их дезинтеграция, промывка, классификация по крупности и обесшламливание. При этом происходит отмывка глины, удаление крупных фракций, не содержащих тяжелые минералы, удаление шламов и классификация мытых песков по крупности в зависимости от применяемых гравитационных аппаратов. Первичное обогащение россыпей производится на отсадочных машинах, винтовых и конусных сепараторах, шлюзах, центробежных концентраторов и концентрационных столах. В зависимости от типа россыпи, размера тяжелых минералов, распределения их по классам крупности применяются различные сочетания гравитационных аппаратов.

При обогащении песков, содержащих ценные тяжелые минералы различной крупности применяют комбинированные схемы, которые включают отсадку материала крупностью минус 10 + 6 мм, обогащение материала крупностью – 6 мм на винтовых сепараторах, материала минус 3 + 0,2 мм – на концентрационных столах. При первичном обогащении выделяют грубые гравитационные концентраты, с извлечением в них тяжелых минералов 90…95%, которые затем направляются на доводку с использованием методов магнитного, электрического обогащения.

Обогащение золотосодержащих россыпей производится, как правило, на передвижных установках, из которых самыми распространенными являются драги – плавучие обогатительные фабрики.

Современная передвижная драга представляет собой комплексный агрегат, который одновременно осуществляет добычу песков, их обогащение с получением первичных концентратов и удаление хвостов в отвал.

Рис. 114. Общий вид драги

Драга состоит из многочерпакового механизма для добычи песков, обогатительной установки, смонтированной на понтоне, установку для передвижения драги и силовую установку для снабжения оборудования электроэнергией. В зависимости от емкости черпака драги подразделяются на малолитражные ( до 100 л), малой мощности ( 100…150 л), средней мощности ( 150…250 л) и большой мощности ( более 250 л). Максимальная глубина черпания таких драг составляет 50 м.

Дезинтеграция и грохочение исходных песков проводится в дражной бочке, надрешетный продукт которой – галя и валуны направляются в отвал, а подрешетный продукт ( эфеля) направляется на обогащение, которое проводится на шлюзах и отсадочных машинах. Однако шлюзы малоэффективны при значительном содержании в песках золота мельче 0,2 мм. Для улавливания золота этой крупности на хвостах шлюзов устанавливаются отсадочные машины. Выделенныей гравитационный концентрат перечищается на концентрационных столах и направляется на доводку на шлихообогатительные установки. Извлечение золота на драгах составляет от 85 до 95% и зависит от крупности и формы золота, эффективности работы обогатительного оборудования.

На драгах, перерабатывающих также ильменит- и касситеритсодержащие россыпи вместо шлюзов и отсадочных машин устанавливаются винтовые сепараторы.

Технологическая схема извлечения золота на драгах включает обогащение на шлюзах и отсадочных машинах. Аналогичные схемы, драги и оборудование применяются также при обогащении россыпей, содержащих минералы других редких металлов.

По более сложным гравитационным схемам обогащаются коренные руды. Так, например, при обогащении наиболее простой по вещественному составу касситерит-кварцевой руды обычно применяют процессы и аппараты, позволяющие выделять касситерит при различной крупности его ( рис.115)

Рис. 115. Схема обогащения крупновкрапленной оловянно-кварцевой руды

Руда перед обогащением подвергается трехстадиальному дроблению до крупности 10…0мм. В соответствии с коэффициентом равнопадаемости для касситерита и кварца руда классифицируется на классы: минус 10 + 4 мм; минус 4 + 1,5 мм; минус 1,5 + 0,5 мм и минус 0,5 + 0,2 мм и минус 0,2 мм. Первые четыре класса поступают отдельно на отсадочные машины, работающие в индивидуальном режиме. В результате обогащения каждого класса выделяется концентрат, промежуточный продукт и хвосты. Промпродукт после доизмельчения до крупности минус 0,2 мм объединяется с материалом крупностью минус 0,2 мм и подвергаются отсадке на высокочастотной машине или на концентрационном столе. В результате обогащения выделяется оловянный концентрат, содержащий до 60% олова при извлечении 92%.

При обогащении тонковкрапленных оловосодержащих руд применяются стадиальное обогащение на концентрационных столах ( рис. 116).

Рис. 116. Схема гравитационного обогащенич оловянных руд на концентрационных столах

Перед обогащением измельченная руда подвергается предварительной классификации по равнопадаемости в гидравлических классификаторах. Помимо кварца и касситерита в руде присутствует лимонит, имеющий плотность 3800 кг/ м³. Коэффициент равнопадаемости касситерита с кварцем и лимонитом равен 3,7 м 2,1 Скорость восходящей струи воды в каждом отделении гидравлического классификатора была рассчитана по наименьшему коэффициенту равнопадаемости. Соответствующие этой скорости определены классы крупности:

1 класс минус 2,5 + 1,2 мм

II класс: касситерит минус 1,2 + 0,6 мм

Лимонит минус 2,5 + 1,2 мм

Кварц минус 2,5 + 2,2 мм

III класс: касситерит минус 0,6 + 0,3 мм

Лимонит минус 1,2 + 0,6 мм

Кварц минус 2,2 + 1,1 мм

IV класс: касситерит минус 0,3 + 0,14 мм

Лимонит минус 0,6 + 0,3 мм

Кварц минус 1,1 + 0,52 мм

V класс: касситерит минус 0,14 + 0 мм

Лимонит минус 0,3 + 0 мм

Кварц минус 0,52 + 0 мм

Первые четыре класса обогащаются раздельно на концентрационных столах, где выделяются три продукта : концентрат, промпродукт и хвосты. Промпродукт перечищается на столах. Хвосты измельчаются в стержневой мельнице и объединяют со сливом гидравлического классификатора, т.е. с V классом. Затем объединенный продукт подвергается обогащению на шламовых концентрационных столах, либо на винтовых сепараторах или на шлюзах. Полученные концентраты объединяют с концентратами столов, а шламы направляются в цикл флотации для извлечения тонкого касситерита. Оловянный концентрат содержит до 55% олова при извлечении 90…93%.

Обогащение в тяжелых суспензиях в технологии переработки руд цветных металлов часто применяется виде предварительного обогащения и концентрации, что позволяет, например, из руды крупностью минус 80 + 4 мм выделить легкую фракцию с отвальным содержанием металлов при выходе этой фракции 25…30%. Это позволяет увеличить производительность основного технологического оборудования, снизить общую стоимость переработки руды и выделить легую фракцию, которая обычно используется в качестве дорожного покрытия.

Кроме того, высокая точность разделения позволяет использовать этот процесс перерабатывать бедные и забалансовые руды, что значительно повышает извлечение металлов.

Примером применения метода предварительного обогащения в тяжелых суспензиях может служить схема переработки полиметаллических руд, содержащих медь, свинец, цинк ( рис.117). Основными рудными минералами в перерабатываемых рудах являются сфалерит, пирит, галенит и халькопирит. Нерудные минералы представлены кварцем, серицитом, кварцитом и кальцитом. Вкрапленность минералов составляет от 0,005 до 2 мм.

Рис. 117. Схема цепи аппаратов цеха обогащения в тяжелой суспензии

1, 7, 8, 10, 11 и 20 – конвейеры; 2, 5 - грохот вибрационный; 3 – спиральный классификатор; 4 – конусный сепаратор СК – 6; 6 -= воронка дренированной суспензии; 9 – конусная дробилка КСД – 1750; 12 – эрлифт; 13 – эрлифт аварийной разгрузки конуса; 14 – аварийная емкость; 15 – грохот дуговой; 16 – барабанный магнитный сепаратор ЭБМ – 12; 17 – пульподелитель; 18 – ленточный магнитный сепаратор; 19 – аппарат размагничивающий; 21 – зумпф

После дробления до крупности 50 мм исходная руда промывается на самобалансном грохоте с целью промывки и удаления материала крупностью минус 8 мм выход которго составляет 25…30%. На промывку 1 т руды расходуется 0,3 м³ воды. Надрешетный продукт крупностью минус 50 + 8 мм поступает в конусный сепаратор СК-6, производительность которого составляет 6,5…8,2 т на м² площади зеркала сепаратора. Применяемая суспензия имеет плотность 2650…2680 кг/м³. В качестве суспензоида применяется смесь ферросилиция и магнетита ( 50% по массе). Тяжелая фракция разгружается эрлифтом, куда подается сжатый воздух, на грохот, разделенный перегородкой на две части. На вторую часть грохота поступает легкая фракция. На грохоте суспензия сначала дренируется, а затем отмывается. Дренированная суспензия поступает в воронку объемом 120 м³, а затем возвращается в процесс. Регенерация отмытого утяжелителя производится сначала на барабанном сепараторе ЭМБС-12 с напряженностью магнитного поля 175 А/м, затем на ленточном магнитном сепараторе с напряженностью магнитного поля 137 А/м. После размагничивающего аппарата утяжелитель поступает на приготовление суспензии. Расход ферросилиция составляет 150…165 г/т, а магнетита 150…200 г/. Потери утяжелителя не превышают 35…60 г/т. Легкая фракция, выход которой составляет 34…37%, после отмывки направляется в бункера, откуда отгружается в виде щебня для строительства дорог. Тяжелая фракция после додрабливания до минус 16 мм направляется в главный корпус на измельчение вместе с с подрешетным продуктом минус 8 мм. Потери металлов с легкой фракцией не превышают 4…5%.

3.7. Магнитные методы обогащения