ИЗУЧЕНИЕ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ МАРАЛУШЕНСКОГО ХВОСТОХРАНИЛИЩА

АННОТАЦИЯ

В статье рассмотрены актуальные вопросы переработки отходов хвостохранилища Маралушенское с высоким содержанием различных минералов, в том числе и литиевых минералов. Результаты химического и минералогического анализа в отобранных пробах показывают наличие редких металлов. Приведена методика проведения экспериментальных опытов, а также выявлена рациональная технология извлечения сподумена и амблигонита, параметры применяемых обогатительных оборудований и разработана технологическая схема переработки исходного сырья. Были проведены опыты по удалению магнитных частиц с помощью магнитного сепаратора и дальнейшего гравитационного обогащения, с применением винтовой сепарации, концентрационного стола и центробежного концентратора.

ABSTRACT

The article considers current issues of processing waste from the Maralushenskoe tailings with a high content of various minerals, including lithium minerals The results of chemical and mineralogical analysis in the selected samples show the presence of rare metals. The methodology for conducting experimental tests is given, as well as a rational technology for extracting spodumene and amblygonite, the parameters of the enrichment equipment used, and a process flow chart for processing the feedstock is developed. Experiments were conducted to remove magnetic particles using a magnetic separator and subsequent gravitational enrichment, using screw separation, a concentration table, and a centrifugal concentrator.

Ключевые слова: Хвосты, гравитация, минерал, литий, винтовой сепаратор, концентрационный стол, Колумбит и танталит

Keywords: Tailings, gravity, mineral, lithium, screw separator, concentration table, Columbite and tantalite

Маралушинское хвостохранилище сформировано в течении 50 лет и сложено хвостами переработки редкометалльных руд на Огневской обогатительной фабрике. Объем материала ~ около 8 млн. т., среднее содержание по одним данным Та – 16 г/т, Sn – 49 г/т, Ве – 99 г/т и Li – 483 г/т, по другим – Та, Nb – 10-15 г/т, олова – 200 г/т, Li₂O – 0,17%, ВеО – 0,065%. Огневская обогатительная фабрика перерабатывала до 350 тыс. т. руды в год с выпуском Та-Sn коллективного гравиоконцентрата и слюдяного и кварц - полевошпатового флотоконцентратов с выходом соответственно 5% и 15%.

Литиевые минералы (сподумен и амблигонит) не извлекались, и большая часть их отправлялась в хвосты. Установлено, что в материале хвостов около 30% лития входит в состав мусковита, столько же в полевых шпатах.

На Огневской фабрике базовой схеме технологической цепи аппаратов была «винтовой сепаратор-концентрационный стол». Конечным продуктом являлся получаемый коллективный гравиоконцентрат, который доводился на другой доводочной фабрике. Созданная развитая гравитационная схема обогащения с тремя стадиями измельчения и обогащением узких классов крупности на концентрационных столах была одной из лучших в СССР с высокими показателями извлечения. Во всяком случае, все попытки по доизвлечению рудных минералов из хвостов Огневской фабрики, выполненные ведущими научно-исследовательскими институтами СССР – Гиредмет (Москва), ИРГИРЕДМЕТ (Иркутск), Механобр (Ленинград), СКБ ГОМ (Новосибирск) и ВНИИцветмет не увенчались успехом.

Однако проведенный нами расчет показывает, что извлечение Та и Nb не было высоким и колебалось от 41 до 71-77 % по официальным данным, т.е. с хвостами терялось не менее 30 %. Учитывая, что хвосты гравитации доизмельчались (52,5 % от -0,074 мм) перед флотацией, то при этом должно происходить дополнительное вскрытие рудных минералов с переводом их в гравитируемую форму, но с уменьшением размера зерен. Концентрационными столами такую мелочь невозможно извлечь, поэтому этот материал не обогащался и остался для будущих исследователей. И еще одно замечание, содержание тантала в товарной руде начиная с 1988 года снизились до 80-90 г/т, а в хвостах осталось на прежнем уровне. По нашим расчетам оно должно снизится и находится на уровне 10-16 г/т, тогда верхняя часть разреза хвостохранилища будет более бедной, чем нижняя.

Сохраняя технологическую преемственность и отдавая дань высоким результатам по извлечению рудных минералов технологам прошлых лет, мы предлагаем дополнить и ввести в существовавшую базовую схему «винтовой сепаратор – концентрационный стол» виброцентробежные аппараты, что позволит улавливать тонкозернистый рудные минералы и совместить в одном месте перечистные и доводочные операции чернового концентрата.

Работы выполнены в соответствии с инструкциями [1-4] и рекомендациями по технологическим исследованиям техногенных образований, а также опытом наших работ на подобных объектах.

Методика проведенных работ согласуется с техническим заданием:

- все исследования проводились на материале естественной крупности, т.е. исключалось измельчение;

- дезинтеграция, распульповка материала хвостов выполнялась как в ручном режиме на ситах, так и механическом – в скруббере;

- гранулометрический анализ выполнялся с расситовкой на классы крупности: +2 мм; -2+0,25 мм; -0,25+0,1 мм; -0,1+0,044 мм и -0,044 мм и последующим их гравитационным обогащением;

- состав минералов Та, Nb, Sn определялся методом рентгеноспектрального микроанализа на электронно – зондовом микроанализаторе марки Superprobe 733 фирмы JEOL (Джеол), Япония. С помощью этого комплекса, благодаря разработкам казахстанских специалистов, стало возможным проводить анализ для неровных поверхностей минерала, выбирая локальную площадку ~5 мкм (диаметр зонда 1-2 мкм). В нашем случае этим методом определялся состав колумбита и танталита, касситерита;

- диагностика минералов и количество в продуктах обогащения определялось рентгенодифрактометрическим анализом на автоматизированном дифрактометре ДРОН-2 с CUКα – излучением, β – фильтр.

Применение гравитационных методов обусловлено различием в плотностях легких, породных (плотность 2,6-3) создающих основной фон и тяжелых, рудных (5,2-8,2) рассеяных минералов [2]. Этим обусловлен выбор технологической схемы обогащения, основанной на комбинации пассивных (вибровинтовой сепаратор) и аэрогидродешламатор и интенсивных (виброцентробежный аппарат) методов обогащения. На рисунке 3.1 приведена базовая технологическая схема, применявшаяся при обогащении материала хвостов. Не трудно заметить технологическую преемственность существовавшей на Огневской фабрике схемы «винтовой сепаратор – концентрационный стол» и с предлагаемой и использованной нами «вибровинтовой сепаратор-виброцентробежный аппарат».

Рисунок 1. Базовая технологическая схема, применявшаяся при гравитационном обогащении материала лежалых хвостов Огневской обогатительной фабрики

Объектом исследования был материал композитной пробы, отобранной Заказчиком из керна геологоразведочных скважин Маралушинского хвостохранилища и представляющую собой отквартованную часть крупнообъемной пробы.

Материал пробы представляет собой тонкоизмельченный песок, довольно однородный без видимых признаков наличия рудной минерализации. При нагревании в сушильном шкафу испускал неприятный запах химикатов, а при размачивании и перемешивании в воде образовалась бурокоричневая пена, указывающая на присутствие флотореагентов. В целом картина характерная для всех техногенных образований обогатительных фабрик, работающих по гравитационно-флотационным схемам.

Исходя из полученных данных в пробе (таблица 1), преобладает тонкий, шламистый материал (71% от -0,1 мм), мелкозернистый составляет ~25 % от -0,25+0,1 мм и совсем незначительная примесь крупного (~2,3 %). Выделенные фракции являлись исходным материалом для гравитационного обогащения и изучения продуктов обогащения. Таким образом, мы исключили в пробоподготовке операции квартования и весь материал включили в обработку.

Таблица 1.

Гранулометрический состав пробы

Вся рудная редкометальная (Та, Nb, Sn и др.) нагрузка связана с включениями этих минералов в слюдах, а полиметаллическая (Cu, Pb, Zn) – за счет мелкозернистой примеси клинкера. Учитывая незначительный выход слюдистой фракции (~1,5%) селективное её выделение для дальнейшей переработки нецелесообразно.

Мелкозернисто-шламистая часть (97,5% от -0,25 мм) (по данным полученной нами рентгеновской дифрактометрии) состоит из кварца (59,1%), альбита (25,6%), мусковита (8,1%) и ортоклаза (7,2%). Из второстепенных и редких минералов установлены сподумен, турмалин, циркон, магнетит, колумбит, танталит, касситерит. Содержание последних по разным оценкам составляет 0,003 до 0,006%.

Детальные минералогические исследования, нацеленные в первую очередь на изучение минералов – носителей ниобия и тантала с применением оптической и электронной микроскопии в формате 3D позволили впервые выявить практически непрерывную линейку размерности зерен танталита и колумбита от 6 до 240 мкм. Микрозондовым рентгеноспектральным анализом определен состав тантал-колумбитовой минерализации, в которой переменными компонентами являются Та и Nb, а также Mn и Fe. Впервые удалось выявить их иттриевые разновидности с содержанием иттрия – 1,94%.

Колумбит и танталит под оптическим микроскопом в порошке из-за малых размеров практически не различаются. Представлены зернами неправильной оскольчатой формы, реже присутствуют в виде кристаллов пластинчатой, коротко-призматической формы. Цвет черный, буро-коричневый. Отдельные зерна в краях обнаруживают внутренние красные рефлексы, свидетельствующие о наличии в их составе марганца. В материале пробы колумбит-танталитовая минерализация присутствует как в виде индивидуализированных зерен, так и виде тонких вкраплений в мусковитах, сподуменах и других породных минералах. По нашим предварительным оценкам в свободной форме находится примерно 5-10 % Та-Nb минералов, а остальная – в связанной, в виде сростков и включений в породных минералах.

В своих оценках мы исходим из того, что извлечение Та и Nb на Огневской фабрике на ранних этапах составляла 40-60 % и поздних не превышало 77 %, а использовавшееся для извлечения колумбит-танталитовой минерализации оборудование – винтовой сепаратор-концентрационные столы неэффективны для извлечения микронной размерности минералов. Кроме того, мы имеем дополнительно вскрытую рудную минерализацию в процессе доизмельчения хвостов гравитации перед флотацией.

Проба Т-2 (Исходный вес 1001,6 кг). Рудоподготовка осуществлялась в ручном режиме. Исходный материал засыпался в алюминиевый бидон бесшовный, заливался водой и электродрелью со специальной насадкой дезинтегрировался, а затем поступал на цилиндрический барабан – грохот с ячейкой 5 мм, надрешетный продукт собирался, а подрешетный под струей дополнительной воды растирался руками на сите 2 мм с квадратной ячейкой. Все, что проходило через сито (подрешетный продукт) собиралось в отдельную емкость и без потери, и с сохранением всей жидкой фазы поступало на обогащение. Материал, оставшийся на сите (надрешетный продукт), собирался и отправлялся на дальнейшее изучение.

Надрешетный продукт высушился и взвешивался, просматривался под микроскопом.

При рудоподготовки, классификации и дезинтеграции на сите в ручном режиме. Расход воды составил ~4,5 м3 в пересчете на тонну материала.

Подрешетный продукт (класс крупности -2+0 мм)поступал на гравитационное обогащение, которое проводилось по каскадной схеме «вибровинтовой-виброцентробежный аппарат аэрогидродешламатор».  Обогащение состояло из основной и перечистной стадии на вибровинтовых сепараторах и контрольной – виброцентробежный аппарат и аэрогидродешламатор.

Технологические параметры обогащения стандартные, выдержанные при обработке всего материала – на винтовом сепараторе в питании Т:Ж=1:5, дополнительно сливная вода добавлялась из расчета 1 м³ на 1 т твердого материала [4]. В виброцентробежном аппарате съем концентрата осуществлялся после заполнения рифлей. Аэрогидродешламатор работал в непрерывном режиме с постоянным сбросом в отстойник жидкой фазы сливного порога.

Все расчеты для Ta, Nb, Sn сделаны по данным полуколичественного спектрального анализа, а по данным химического количественного анализа, выполненного на спектрометре JCAP-7000 SERIES.

Поступило на обогащение – 983,678 кг (кл. кр. 100% от -2 мм). Исходные содержания (г/т): Nb – 33 (108), Та – 41 (52), Sn – 225 (139) (в скобках указаны результаты полуколичественного спектрального анализа) по данным технологического опробования.

Проведено трехстадиальное обогащение – основное на вибровинтовом сепараторе с получением чернового концентрата и его перечисткой на вибровинтовом сепараторе с d=15 мм до d=10 мм и контрольное – виброцентробежным чашевым аппаратом из хвостов вибровинтовой сепарации.

Выход чернового концентрата составил 36,7 кг , 3,73% с содержанием  Nb – 69 г/т; Та – 77 г/т; Sn – 372 г/т, извлечение соответственно Nb – 7,70 %, Та – 6,94 %; Sn – 30,17 %. Достигнуты низкие показатели извлечения независимо от вида анализов. По Та и Nb укладывающиеся в интервал 6,73 – 9,07%, полученные концентраты не соответствуют товарным продуктам.

Перечисткой на вибровинтовом сепараторе позволили поднять содержание в концентрате по Nb до 728 г/т, по Та – 719 г/т и Sn – 978 г/т с вполне удовлетворительными показателями извлечениями по танталу от 60,87 до 83,90%, чуть меньше по Nb от 29,86 до 63,15% и Sn от 18,90 до 54,34, что свидетельствует о присутствии свободной Та- Nb минерализации и правильности выбранных (имеется в виду аппаратурно) технологических операций – происходит нарастание извлечения от перечистной к доводочной операции.

Для выделения и изучения Та-Nb минерализации концентрат доводки был подвергнут сухой магнитной сепарации (4000 Эрстед) [3].

По гравитационному циклу процесс переработки состоит из рудоподготовки, гравитационного обогащения, классификации и обезвоживания хвостов в гидроциклонах [2].

Рудоподготовка – осуществляется промывка, дезинтеграция и классификация по граничному классу 2 мм в скруббер – бутаре со складированием крупного (надрешетного продукта) материала – клинкера и последующего гравитационного обогащения подрешетного (-2 мм) продукта.

Гравитационное обогащение проводится по трехстадиальной схеме с основной стадией обогащения на вибровинтовом сепараторе с получением чернового концентрата с последующей перечисткой его на вибровинтовом сепараторе и доводкой – на виброцентробежном чашевом аппарате с получением промпродукта 1 с содержанием Та, Nb, Sn от 1500 до 15000 г/т и промпродукте 2 – в виде товарной руды с содержанием 80-150 г/т Nb, Та.

Хвосты вибровинтовой сепарации основной стадии обогащения проходят контрольное обогащение на центробежных аппаратах (гидроконцентраторах) с получением гравиоконцентрата, который доводится на виброцентробежном чашевом аппарате либо объединяется с промпродуктом 1.

Выводы

Предлагаемая технология гравитационного обогащения позволяет на материале естественной крупности из практически ореольных концентраций редких металлов (Nb, Ta, Sn, Be) получать кондиционные товарные руды. Для оценки их качества и наладки оборудования разработана оперативная система, включающая гравитационно-магнитное тестирование с тотальным полуколичественным спектральным анализом и контролем рентгенофазовым JCAP анализом с частичным использованием электронной микроскопии и микрозондовых анализов полезных минералов.

На основании полученных результатов предлагается при отработке материала хвостов Маралушинского хвостохранилища гравитационные методы обогащения рассматривать как дополнительная операция, перед гидрометаллургической переработкой литийсодержащих хвостов Маралушенского хвостохранилища.

Список литературы:

1. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик в 2 книгах. Тихонов О.Н., Баранов В.Ф. и др., Москва, Недра, 1988, 374 с.
2. Справочник по обогащению руд. Основные процессы. Москва, Недра, 1983, 381 с.
3. Олофинский Электрические методы обогащения. Москва, Недра, 1977, 519 с.
4. Бергер Г.С., Орел М.А., Покок Е.Л. Полупромышленные испытания руд на обогатимость. Москва, недра, 1984, 230 с.