Особенности обогащения тонковкрапленных титановых руд презентация

магнитно-флотационной схеме обогащаются титаномагнетитовые руды на фабрике «Отанияки» (Финляндия). На фабрику поступает крупновкрапленная руда. Производительность фабрики 0,8-1 млн. т в год.

магнитная сепарация для сброса хвостов. Продукт сепарации доизмельчается в две стадии в стержневой и шаровой мельницах до крупности 90% класса минус 0,2 мм и подвергается мокрой магнитной сепарации для выделения железо-ванадиевого концентрата. Хвосты магнитной сепарации направляются на флотацию пирита. Хвосты пиритной флотации проходят 3 стадии обесшламливания в гидроциклонах. Сгущенный продукт контактирует с реагентами в течение 20 минут. Флотация ильменита осуществляется при рН 6,5. Депрессия апатита усиливается добавлением фтористой кислоты. Расход собирателя (таловое масло плюс керосин и эмульгатор) составляет 0,6+1,1+0,03 кг/т соответственно. Флотация проводится в машинах фирмы Оутокумку емкостью 37 м3. При массовой доле TiO2 - 15,5% в исходной руде получают ильменитовый концентрат с массовой долей TiO2 - 44,8%, при извлечении 54,6%

«Титания», производительностью 2,8 млн. т в год, работает на рудах месторождения Сторгаюген и Тепнес.
Схема подготовки руды к обогащению включает три стадии дробления, одну стадию измельчения до крупности минус 0,2 плюс 0,0 мм и мокрую магнитную сепарацию с выделением магнетитового концентрата. На фабрике работают цеха гравитационного и флотационного обогащения руды. В первом — слив гидроциклонов классифицируется по классу 0,05 мм и обогащение руды осуществляется на сепараторах Рейгерта (4 стадии), далее на винтовых сепараторах (2 стадии). Получается концентрат с содержанием двуокиси титана 44%. Извлечение двуокиси титана составляет 60% от исходной руды.

в машины «Аджитер 48 «С», с применением в качества собирателя - смеси из таллового и топливного масел плюс эмульгатора (расход 0,9-1,2 кг/т), депрессора - фторида натрия (расход 0,2 кг/т). Черновой ильменитовый концентрат, для удаления из него фосфора, далее направляется на выщелачивание (время выщелачивания составляет 2 часа). В результате флотационного обогащения руды получают ильменитовый концентрат с массовой долей TiO2 - 44,6%, при извлечении 68,0% (массовая доля Р2О5= 0,02%)

содержанием ильменита около 32%, магнетита - 37%, по схеме, включающей: дробление в 3 стадии, сухую магнитную сепарацию классов -63+32 и -32+11 мм, измельчение продукта минус 11 мм и его мокрую магнитную сепарацию, классификацию немагнитного продукта в восьмикамерных гидравлических классификаторах, концентрацию песков на песковых и шламовых концентрационных столах и флотацию слива классификаторов. В результате получают ильменитовый концентрат с содержанием TiO2 - 44-45% (извлечение TiO2 - 59%)

магнетит, апатит и карбонаты, получают магнетитовый и апатитовый концентраты, с помощью магнитной сепарации и флотации соответственно. Технологическая схема апатитовой обогатительной фабрики, включая классификацию, обезвоживание и сгущение хвостов магнито-обогатительной фабрики, концентрацию крупной фракции этих хвостов на конусных сепараторах, разделение грубого концентрата конусных сепараторов на гидроклассификаторах по классам крупности, концентрацию на столах грубых концентратов с перечисткой, магнитную сепарацию, вторичную концентрацию на столах, фильтрование, сушку, сухую магнитную сепарацию и отработку немагнитной фракции по обжиг-магнитной схеме с получением гравитационного апатитового концентрата. Мокрые хвосты гравитационного обогащения, после доизмельчения до крупности 50% класса минус 0,074 мм, совместно с мелкими классами хвостов магнито-обогатительной фабрики, после сгущения, поступают на флотацию, включающую основную, две контрольные и четыре перечистные операции. В результате получают апатитовый концентрат с содержанием Р2О5 - 38,5%, при извлечении (от питания апатитовой обогатительной фабрики) 50.3%, который используют для производства кормовых фосфатов и минеральных удобрений

и применяется флотация. Общим для промышленной флотации ильменита является:
1) флотация в кислотной или слабокислотной средах;
2) применение фтористых соединений для депрессии апатита и других нерудных минералов и активации ильменита;
3) контактирование суспензии при высокой массовой доле твердого (50-70%);
4) применение в качестве собирателя смеси жирнокислотных реагентов и нейтральных углеводородов;
5) необходимость обесшламливания суспензии перед контактированием с целью снижения расхода реагентов на флотацию.
При комплексном использовании сырья, кроме выделения титано-магнетитового и ильменитового концентратов, предусматривается выделение апатитового концентрата для использования его при производстве минеральных удобрений.

включает: дробление, измельчение, магнитную сепарацию в слабом поле, гравитацию, флотацию апатита из хвостов гравитации и доводку ильменитового концентрата электростатической сепарацией. Данная технология обеспечивает получение ильменитового (TiO2 - 45,3%, Р2О5 - 0,1-0,15%) и апатитового (Р2О5 - 37-39%) концентратов, при извлечении TiO2 и Р2О5 соответственно 66 и 70%. Хвосты обогащения представлены смесью железистого оливина и плагиоклазов основного состава. Магнитной сепарацией в сильном поле они разделяются на оливиновый и плагиоклазовый концентраты

%, Р2О5- 0,15%) и апатитового (Р2О5 - 37-38%) концентратов, при извлечении TiO2 - 66%, Р2О5 - 70% . В схеме предусматривалась следующая последовательность основных методов обогащения руды: магнитная сепарация в слабом поле, гравитация и электросепарация гравитационного концентрата или его магнитной фракции. Апатитовый концентрат выделялся флотацией из хвостов гравитации и непроводников электрической сепарации или немагнитной фракции гравитационного концентрата

за счет тонких фракций ильменита. В 1986 году ИМРом после дополнительных исследований, предложена комбинированный схема обогащения коренной руды, предполагающая классификацию измельченной руды по зерну 1 мм, мокрую магнитную сепарацию, электрическую сепарацию магнитной фракции и флотацию немагнитной фракции для извлечения апатита [46,47]. Предложенная схема показала возможность выделения высококачественных концентратов, но при этом, вследствие большого объема материала, направляемого на обезвоживание, сушку и электрическую сепарацию, она менее экономична.

гравитации в гравитационно-комбинированной схеме, позволяющая частично отказаться от использования электрической сепарации на тонком материале. Введение флотационного обогащения промпродукта гравитации позволило на 5% (от исходной руды) уменьшить объем сушки и электросепарации.
Кроме усовершенствованной гравитационно-комбинированной схемы для обогащения коренных руд предлагалась схема флотационного обогащения, позволяющая повысить выход апатитового концентрата и извлечение апатита, производительность труда и упростить схему управления и контроля процессом. Недостатком флотационной схемы является более тонкое измельчение всей руды (50% класса -0,074 мм) и дополнительные затраты на реагенты и водоочистку

кг/т), для ильменита - комплексюобразующий собиратель ИМ-50 (расход 0.5-0,6 кг/т). Флотация апатита осуществлялась в щелочной среде (рН= 9,1-9,6), ильменита - в кислой (рН=6-8,5). Расходы регуляторов среды: кальцинированной соды и серной кислоты составляли 0,3-0,5 и 0,6-0,6 кг/т соответственно. В качестве депрессоров в апатитовой флотации использовалось жидкое стекло (0,2-0,6 кг/т), в ильменитовой - кремнефтористый натрий
Сравнение комбинированной гравитационной схемы и флотационной показали, что при флотационной схеме значительно снижаются капитальные вложения на строительство фабрики (в 3,6 раза) за счет компактных конструктивно-компоновочных решений; предусматривается прирост апатитового концентрата, за счет повышения извлечения апатита и ильменита в одноименные концентраты. Однако, флотационная схема, в ценах 1984 г., дороже по эксплуатационным расходам в 14-15 раз, за счет увеличения затрат на реагенты.

крупности 0,5 мм, магнитное и флотационное обогащение класса 0,5-0,0 мм, с предварительным выделением хвостов, доизмельчение до 0,2-0,0 мм и флотацию пенного продукта, магнитное и гравитационное обогащение хвостов флотации и доизмельченных продуктов, электрическое обогащение чернового ильменитового концентрата. По этой схеме получены апатитовый концентрат с массовой долей Р2О5 - 38% , при извлечении 71,7; 70.5% и 5,0; 4,9% по выходу от исходной руды и ильменитовый концентрат с массовой долей TiO2 - 46,5; 47,25%, при извлечении 69,8; 67,0 и 10,1% по выходу от исходной руды.

руд, включающая три стадии дробления, измельчение до крупности 0,5 мм, мокрую магнитную сепарацию в слабом поле, классификацию немагнитного продукта по граничной крупности 40 мкм, пенную сепарацию класса минус 0,5 плюс 0,04 мм, измельчение чернового концентрата пенной сепарации до крупности 0,2 мм, обесшламливание и флотацию измельченного продукта и класса минус 40 мкм исходной руды, доводку хвостов флотации по магнитно-гравитационной схеме с электрической сепарацией, сгущение, фильтрацию и сушку концентратов.
Предложенная схема позволила получить апатитовый концентрат с массовой долей Р2О5 - 38%, при извлечении 77,4% и 5,5% по выходу, ильменитовый концентрат с массовой долей TiO2- 46,5%, при извлечении 68,7% и 9,9% по выходу от исходной руды.